Entwicklung eines technischen Konzeptes für ein generisches
Werbung
Entwicklung eines technischen Konzeptes für ein generisches Endlager für wärmeentwickelnde Abfälle und ausgediente Brennelemente im Kristallingestein in Deutschland Abschlussbericht Entwicklung eines technischen Konzeptes für ein generisches Endlager für wärmeentwickelnde Abfälle und ausgediente Brennelemente im Kristallingestein in Deutschland Abschlussbericht Niklas Bertrams, Philipp Herold, Maxi Herold, Jürgen Krone, Andree Lommerzheim, Sabine Prignitz, Eric Simo Kuate DBE TECHNOLOGY GmbH Eschenstraße 55 D-31224 Peine September 2017 TEC-20-2017-AB 1 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Die diesem Bericht zugrunde liegenden Arbeiten wurden im Auftrag des BMWi, vertreten durch den Projektträger Karlsruhe, Karlsruher Institut für Technologie (KIT), von der DBE TECHNOLOGY GmbH durchgeführt. Die Verantwortung für den Inhalt liegt jedoch allein bei den Autoren. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 2 TEC-20-2017-AB Inhaltsverzeichnis Inhaltsverzeichnis 1 Einleitung und Zielsetzung 7 2 Geologie 9 3 Anforderungen an das Endlagerkonzept 19 4 Art und Menge der wärmeentwickelnden radioaktiven Abfälle und ausgedienten Brennelemente 25 5 Einlagerungskonzepte 31 6 Endlagerbehälter für wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle und ausgediente Brennelemente 43 7 Standsicherheit und Vortriebstechnik 61 8 Transport- und Einlagerungstechnik 85 9 Verfüll- und Verschlusskonzepte 105 10 Grubengebäudeplanung 143 11 Zeit- und Kostenschätzung 177 12 Zusammenfassung und Ausblick 199 Abbildungsverzeichnis 205 Tabellenverzeichnis 209 Abkürzungsverzeichnis 213 Quellenverzeichnis 215 13 227 Anhang: Querschnitte der Grubenräume TEC-20-2017-AB 3 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Inhaltsverzeichnis Ausführliches Inhaltsverzeichnis 1 Einleitung und Zielsetzung 7 2 Geologie 9 2.1 Allgemeines 9 2.2 Grundlegende Parameter für kristalline Wirtsgesteine 13 3 Anforderungen an das Endlagerkonzept 19 3.1 Sicherheitsanforderungen des BMUB 19 3.2 Anforderungen nach Bergrecht 21 3.3 Anforderungen nach Atomrecht 23 3.4 Synergien und Konflikte der Anforderungen 24 4 Art und Menge der wärmeentwickelnden radioaktiven Abfälle und ausgedienten Brennelemente 25 4.1 Mengengerüst der ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren 25 4.2 Mengengerüst der ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und PrototypKernkraftwerken und Forschungsreaktoren 26 Mengengerüst der radioaktiven Abfälle aus der Wiederaufarbeitung ausgedienter Brennelemente aus den Leistungsreaktoren 27 Mengengerüst der Strukturteile ausgedienter Brennelemente aus den Leistungsreaktoren 28 5 Einlagerungskonzepte 31 5.1 (Modifiziertes) KBS-3-Konzept (ewB-Konzept) 32 5.2 Typ A(m): Multipler ewG 36 5.3 Typ B(b): Überlagernder ewG 39 6 Endlagerbehälter für wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle und ausgediente Brennelemente 43 6.1 Endlagerbehälter für das modifiziertes KBS-3-Konzept 43 6.2 Endlagerbehälter für das Konzept "multipler ewG" 46 6.3 Coating Verfahren 51 6.4 Endlagerbehälter für das Konzept des überlagernden ewG 51 6.5 Anzahl der Abfallgebinde mit Gesamtmasse/-volumina 55 7 Standsicherheit und Vortriebstechnik 61 7.1 Felsklassifikation 61 4.3 4.4 FKZ 02E11112 Abschlussbericht 4 TEC-20-2017-AB Inhaltsverzeichnis 7.2 Standsicherheit der aufgefahrenen Hohlräume 64 7.3 Streckenvortrieb 69 7.4 Erstellen der Tageszugänge 76 7.5 Erstellen von Blindschächten, Rampen und Wendelstrecken unter Tage 78 7.6 Schlussfolgerungen zur Herstellung der Grubenräume eines Endlagers im Kristallin 79 7.7 Erstellen der Einlagerungsbohrlöcher 81 8 Transport- und Einlagerungstechnik 85 8.1 Schachttransport 85 8.2 Transport in geneigten Strecken 89 8.3 Streckentransport 94 8.4 Einlagerungstechnik 98 9 Verfüll- und Verschlusskonzepte 105 9.1 Verfüll-/Verschlusskonzept für das modifizierte KBS-3-Konzept 105 9.2 Verschluss und Verfüllung im Konzept des multiplen ewG 117 9.3 Verschluss und Verfüllung beim Konzept des überlagernden ewG 129 9.4 Stützender Versatz 138 9.5 Verschlüsse im Bereich von Störungszonen 140 10 Grubengebäudeplanung 143 10.1 Thermische Auslegung 144 10.2 Entwurf beispielhafter Grubengebäude 154 10.3 Bewetterung von Blindstrecken 173 11 Zeit- und Kostenschätzung 177 11.1 Referenz-Zeit- und -Kostenschätzung 181 11.2 Differenzbetrachtungen für Endlagerkonzeptvarianten 186 11.3 Schlussfolgerungen 193 12 Zusammenfassung und Ausblick 199 Abbildungsverzeichnis 205 Tabellenverzeichnis 209 Abkürzungsverzeichnis 213 Quellenverzeichnis 215 TEC-20-2017-AB 5 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Inhaltsverzeichnis 13 Anhang: Querschnitte der Grubenräume 227 13.1 Schachtförderanlage für Abfallgebindetransport 227 13.2 Schachtförderanlage für Personen- und Materialtransport 228 13.3 Standseilbahn für Abfallgebindetransport in einer Rampe 229 13.4 Standseilbahn für Personen- und Materialtransport in einer Rampe 230 13.5 Zahnradbahn für Abfallgebindetransport in einer Rampe 231 13.6 Zahnradbahn für Personen- und Materialtransport in einer Rampe 232 13.7 Automobile Fördertechnik für Personen- und Materialtransport in einer Rampe oder Wendel 233 13.8 Gleisgebundener Abfallgebindetransport in Strecken (Bohrlochlagerung) 234 13.9 Gleisgebundener Abfallgebindetransport in Strecken (Streckenlagerung) 235 13.10 Personal- und Materialtransport in Strecken 236 13.11 Doppelte Richtstrecke mit Querschlag 237 13.12 Einlagerungsbohrloch und Bohrlochüberfahrungsstrecke (modifiziertes KBS3Konzept) 238 13.13 Einlagerungsbohrloch und Bohrlochüberfahrungsstrecke (multipler ewG) 239 13.14 Einlagerungsstrecke (überlagernder ewG) 240 FKZ 02E11112 Abschlussbericht 6 TEC-20-2017-AB Einleitung und Zielstellung 1 Einleitung und Zielsetzung Ziel dieses Vorhabens ist die Entwicklung technischer Konzepte für Endlager für wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle und ausgediente Brennelemente im Kristallingestein in Deutschland. Die Arbeiten für eine solche Art der Endlagerung stehen in Deutschland noch am Anfang. Gegenwärtig existiert noch kein entsprechendes Sicherheitskonzept, dass es erlaubt, für die Nachverschlussphase eines Endlagers aus Zielsetzungen der Langzeitsicherheit planerische Festlegungen und schließlich technische Maßnahmen abzuleiten. Die Entwicklung eines Endlagerkonzepts ist ein iterativer Prozess zwischen Endlagerkonzeptentwicklung und Sicherheitskonzeptentwicklung. Das hier vorgestellte Vorhaben ist Teil dieses Prozesses und gehört zum Bereich der Endlagerkonzeptentwicklung. Im Rahmen dieses Vorhabens werden drei unterschiedliche Konzepte zur Herstellung der langzeitsicheren Einschlusswirksamkeit eines Endlagersystems im Kristallingestein verfolgt. Diese drei Konzepte wurden im FuE Vorhaben CHRISTA /Jobmann 2016a/ als diejenigen identifiziert, die in Bezug auf das realistische Vorkommen der zugrunde gelegten geologischen Formationen in Deutschland und der Nachweisbarkeit der Langzeitsicherheit als erfolgversprechend gelten können. Dabei ist die Ausweisung eines einschlusswirksamen Gebirgsbereichs nach Standortauswahlgesetzt /StandAG 2017/ nicht zwingend. Ein Endlagerkonzept darf sich auch in der Hauptsache auf technische oder geotechnische Barrieren stützen. Die drei Konzepte sind: Das KBS-3 Konzept, das in Schweden und Finnland zur Endlagerung verfolgt wird und sich im Nachweis wesentlich auf korrosionsbeständige Kupferbehälter und Bentonitbuffer in vertikalen Bohrlöchern stützt. Das Konzept vom „Multiplen ewG“, welches darauf beruht, dass sich in einer Kristallinformation statt eines einzelnen zusammenhängenden ewG (einschlusswirksamer Gebirgsbereich), der alle Abfälle aufnehmen kann, nur mehrere, voneinander räumlich getrennte Gebirgskörper als ewG ausweisen und deren Einschlussvermögen nachweisen lassen. Das Konzept eines „überlagernden ewG“, in dem eine sedimentäre Überdeckung des kristallinen Wirtsgesteins (z. B. aus Ton oder Salz) nachweislich die Einschlusswirksamkeit herstellt. Zu jedem dieser Konzepte wird in diesem Vorhaben ein eigenes Endlagerkonzept entwickelt. Für deren Erarbeitung ist es notwendig, Grundlagen zusammenzustellen. Dazu gehört zunächst das Wissen über Kristallingesteine und kristalline Gebirgsformationen in Deutschland, die als Wirtsgestein für ein Endlager in Frage kommen könnten. Da dieses Vorhaben einen generischen Charakter besitzt, wurde keine regionale Eingrenzung oder gar eine Standortauswahl vorgenommen. Gerade in Bezug auf die Geologie bestehen außerdem große Unsicherheiten und Wissenslücken. Diese ziehen sich entlang vieler Fragen durch das gesamte Vorhaben und werden deswegen regelmäßig thematisiert. Weiterhin gehören zu den Grundlagen die verbindlichen Anforderungen, die, soweit nach heutigem Stand bekannt, an ein Endlagerkonzept gestellt werden müssen, sowie die Art und Menge der zu endlagernden Abfälle. TEC-20-2017-AB 7 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Einleitung und Zielstellung Auf dieser Basis werden die drei Konzepte aus /Jobmann 2016a/ weiterentwickelt. Das schon existierende KBS-3-Konzept muss dabei entsprechend der in Deutschland geltenden Anforderungen angepasst werden und wird damit zum modifizierten KBS-3 Konzept. Die Planung eines passenden Einlagerungskonzepts ist das Kernstück jedes Endlagerkonzepts. Es müssen aber auch weitere technische Fragestellungen untersucht werden. Dazu gehört die Gestaltung der Endlagerbehälter, die, je nach Konzept, deutlich anderen Anforderungen genügen müssen als in den Wirtsgesteinen Salz und Ton. Ebenso muss geklärt werden, mit welchen technischen Mitteln die Abfallgebinde transportiert werden können. Dabei kann auf einen umfangreichen Stand von Wissenschaft und Technik zurückgegriffen werden. Bergbauliche Fragestellungen, vor allem der Vortriebstechnik und der Standfestigkeit der Grubenbaue, sind für die Machbarkeit eines Endlagers ein weiteres wesentliches Thema, das in diesem Vorhaben bearbeitet wird. Für die Langzeitsicherheit ist das vorgeschlagene Verfüll- und Verschlusskonzept essentiell. All diese Arbeiten führen schließlich zur Erarbeitung exemplarischer Grubengebäude für die drei verschiedenen Konzepte (modifiziertes KBS-3-Konzept, multipler ewG, überlagernder ewG). Der Bericht schließt mit einer Darstellung der Zeit- und Kostenschätzungen für die Realisierung von Endlagern entsprechend dieser drei Konzepte und einer Zusammenfassung der Ergebnisse des Vorhabens. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 8 TEC-20-2017-AB Geologie 2 Geologie 2.1 Allgemeines Für eine Bewertung von Kristallingesteinen im Hinblick auf ihre Eignung für eine Endlagerung von radioaktiven Abfällen sind die mechanischen, hydraulischen, chemischen und thermischen Gesteinseigenschaften und die Hydrochemie der zirkulierenden Grundwässer entscheidende Parameter. Diese Eigenschaften hängen von der Genese und der regionalen Entwicklung der Gesteinsformationen ab. Während von den deutschen Kristallinformationen bisher kaum relevante Parameter vorliegen, wurden die Kristallinformationen in Schweden, Finnland, der Schweiz und Kanada seit vielen Jahrzehnten im Hinblick auf ihre Eignung für die Endlagerung untersucht. Skandinavien Die skandinavischen Untertagelabore ÄSPÖ (Schweden) und ONKALO (Finnland) befinden sich in Kristallingesteinen des Baltischen Schildes. Es handelt sich um hoch metamorphe Sedimente des Präkambriums, in die im Zuge von Gebirgsbildungen saure und basische Intrusivgesteine eingedrungen sind. Die tektonische Prägung erfolgte in einem Zeitraum vor 1,7 – 1,9 Milliarden Jahren. Eine letzte tektonische Phase erfolgte vor 1,2 – 0,9 Milliarden Jahren mit bruchtektonischer Zerlegung der Gesteine. Anschließend war der überwiegende Teil des Baltischen Schildes konsolidiert und tektonisch stabil. Im Quartär wurde das Gebirge infolge der Überlagerung durch über 3.000 m mächtige Gletscher in den Untergrund gedrückt und die gebirgsmechanischen Verhältnisse grundlegend verändert. Seit dem Abschmelzen der Gletscher hebt sich das Gebirge. Dieser Vorgang hält bis heute an. Alte Störungen wurden durch die Gebirgsspannungen teilweise reaktiviert. Untersuchungen in Forsmark und Laxemar (beide Schweden) haben hohe Gebirgsspannungen bereits in geringen Tiefen ergeben (Laxemar: bis > 10 MPa in 100 m Tiefe, Forsmark: ca. 37 MPa in 100 m, 49 MPa in 700 m Tiefe). Die Intensität der Klüftigkeit sowie die mechanischen und hydraulischen Eigenschaften der Klüfte und Störungen variieren stark. Das Grundwasser hat in Tiefen von 200-800 m eine konstante Salinität von ca. 5.500 mg/l. Alpen Die geologischen Verhältnisse in den Alpen unterscheiden sich deutlich von der skandinavischen Geologie. Die Alpen sind infolge der jüngsten europäischen Orogenese durch das Abtauchen der Eurasischen Platte unter die Adriatisch-Afrikanische Krustenplatte entstanden. Die Gesteine bestehen aus teils metamorph überprägten Sedimenten, in die saure und basische Intrusivgesteine eingedrungen sind. Sie unterscheiden sich hinsichtlich ihrer physikalischen Eigenschaften deutlich von den skandinavischen Gesteinen und sind wesentlich jünger (paläozoisches Grundgebirge (vor ca. 450 bis 225 Mio. Jahre), überlagert durch mesozoische und känozoische Sedimente). Die Gebirgsbildung begann vor ca. 100 Mio. Jahren und die Gebirgshebung dauert bis heute an (ca. 1 mm/a). Die alpine Vergletscherung erreichte im letzten Kaltzeitmaximum eine Eisdicke von 1.500 – 1.800 m, die im Vergleich zu den maximalen Eismächtigkeiten des Skandinavischen Eisschildes weitaus geringer ausfällt. Die Tektonik der Gesteine ist infolge der mehrphasigen Gebirgsbildung und der unterschiedlichen Randbedingungen sehr komplex. Die mechanischen und hydraulischen Gesteinseigenschaften, die im Untertagefelslabor Grimsel (Schweitz) bestimmt wurden, sind TEC-20-2017-AB 9 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Geologie deutlich ungünstiger als die an den skandinavischen Standorten. Die Salinität des Grundwassers ist mit Werten um 1.000 mg/l deutlich niedriger als in Skandinavien. Deutschland In SW und SE-Deutschland treten Kristallingesteine entweder an der Oberfläche oder unter geringer Bedeckung auf. Darüber hinaus findet sich das kristalline Grundgebirge und das metamorph überprägte, paläozoische Grundgebirge in Süd- und Mitteldeutschland großflächig unter mächtigerem Deckgebirge. Das Spektrum der in Deutschland auftretenden Magmatite und Metamorphite ist entsprechend der unterschiedlichen Genese und der anschließenden geologischen Entwicklungsgeschichte sehr groß. Der überwiegende Teil der Regionen, in denen sich die Kristallingesteine in einer bergbautechnisch akzeptablen Tiefe befinden, waren in der letzten Kaltzeit nicht von einer Vergletscherung betroffen. Vergleich der Gesteinsformationen Die Unterschiede zwischen den oben genannten Regionen betreffen neben den z. T. unterschiedlichen Gesteinstypen (die sich auf alle Gesteinseigenschaften auswirken) vor allem deutliche Unterschiede in den gebirgsmechanischen Verhältnissen. Durch die kausale Verknüpfung zwischen Gebirgsmechanik und Hydraulik (Häufigkeit und Eigenschaften von Störungen und Klüften in Abhängigkeit von den Spannungsverhältnissen) ergeben sich zudem Differenzen bei einer weiteren wichtigen Parametergruppe. In Skandinavien und in den Alpen werden die Gebirgsspannungen bis heute durch isostatische / orogene Gebirgshebungen beeinflusst. Abgesehen vom Alpenvorland, befinden sich die deutschen Kristallinvorkommen überwiegend in tektonisch ruhigen Regionen, die zudem auch durch die Kaltzeiten nicht signifikant beeinflusst wurden. Aufgrund der komplexen und sehr heterogenen Geologie der deutschen Kristallinvorkommen ist eine pauschale Vergleichbarkeit mit den schweizerischen und skandinavischen Vorkommen nicht gegeben. Nur wenn die standortspezifischen Daten eine Bewertung erlauben, ob der Standort eine vergleichbare Entwicklung mitgemacht hat, ist eine Übertragung der skandinavischen / schweizerischen Daten sinnvoll. Der aktuelle Stand der Kenntnis der deutschen Kristallinformationen wurde von der BGR im Rahmen des FuE-Projektes CHRISTA zusammengefasst /Reinhold 2005/, /Weitkamp 2016/. Als Kristallingesteine wurden dabei magmatische (Plutonite + Vulkanite) und hochmetamorphe Gesteine zusammengefasst. Die beobachteten Gesteine und ihre Eigenschaften variieren in Abhängigkeit von der Genese und der anschließenden geologischgeotektonischen Überprägung regional sehr stark. So wurden z. B. an Plutoniten Granite, Granodiorite, Syenite, Monzonite, Diorite und Gabros und an Vulkaniten Rhyolite, Dazite, Basalte, Andesite, Trachyite und Phonolite beobachtet. Auch an Metamorphiten tritt – in Abhängigkeit vom Ausgangsgestein und den Temperatur-Druck-Verhältnissen – ein breites Spektrum an verschiedenen Gesteinen auf (z. B. Gneis, Phyllit, Amphibolit, Marmor, Quarzit und Serpentinit). Die vorhandenen deutschen Daten stammen meist von oberflächlich bzw. unter geringer Überdeckung aufgeschlossenen Formationen. Weitere Datenquellen sind der Bergbau, Bohrungen (z. B. für Erzexploration und Geothermie), die Ergebnisse der oberflächen- bzw. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 10 TEC-20-2017-AB Geologie oberflächennahen geologischen Landeskartierung, geophysikalischen Vermessungen sowie hydrologischen bzw. hydrogeologischen Untersuchungen. Die aus diesen Quellen vorliegenden Daten erlauben aber meist keine umfassende Bewertung der tektonischen, hydraulischen und mechanischen Gesteinseigenschaften. Die geologische Karte der Tiefenlage des Grundgebirges in Deutschland zeigt, dass in SWDeutschland (Schwarzwald, Odenwald, Spessart) und in SE-Deutschland (Bayrischer Wald, Fichtelgebirge, Oberpfälzerwald, Thüringisches / Voigtländisches Schiefergebirge, Erzgebirge, Lausitzer Bergland) Bereiche existieren, in denen das Kristallingebirge oberflächlich ausstreicht oder unter geringer Bedeckung ansteht (Abbildung 2-1, /Reinhold 2005/). Neben den an der Oberfläche anstehenden bzw. unter geringer Bedeckung auftretenden Kristallinkomplexen sind für eine Endlagerung radioaktiver Abfallstoffe Gesteinsformationen zu betrachten, die unter einem Deckgebirge anstehen. Dabei sollte die Deckgebirgsmächtigkeit 1.000 m nicht deutlich überschreiten /Bertrams 2016/. In Süddeutschland steht das kristalline Grundgebirge unter Deckgebirge meist in Tiefen von <-1.000 m bis -3.000 m uNN an und taucht zu den Alpen ab /Reinhold 2005/. Das nördlich von Stuttgart anstehende paläozoische, metamorph überprägte Grundgebirge taucht von <-1.000 m im Süden auf -6.000 m uNN im Norden ab. Die Herausforderung bei der Erkundung kristalliner Gesteine besteht vor allem darin, ausreichend große Zonen mit geringer Klüftung und Durchlässigkeit auszuweisen. Vorteile kristalliner Gesteine bei einer Endlagerung sind die hohe Standfestigkeit, die geringe Löslichkeit und ein (im Vergleich zu Salz) günstigerer Wärmeausdehnungskoeffizient. TEC-20-2017-AB 11 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Geologie Abbildung 2-1: FKZ 02E11112 Abschlussbericht Tiefenlage des Grundgebirges in der Bundesrepublik Deutschland /Reinhold 2005/ 12 TEC-20-2017-AB Geologie 2.2 Grundlegende Parameter für kristalline Wirtsgesteine Da von deutschen Kristallinformationen in entsprechender Tiefenlage keine hinreichende Datenbasis für eine Endlagerplanung vorhanden ist, wird für die generischen Untersuchungen im Zuge dieses Vorhabens auf die Gesteinsparameter gut untersuchter ausländischer Kristallinstandorte zurückgegriffen. Eine stärkere Annäherung an realistische Parameter in Deutschland ist mangels Kenntnissen nicht möglich. Das Verwenden von zumindest für Kristallingesteine grundsätzlich realistischen Werten ist sinnvoller, als andere Werte anzunehmen, die nicht seriös ermittelt werden können; auch, wenn teils deutliche Unterschiede zwischen skandinavischem und deutschem Kristallin aufgrund von Genese, Alter und Teufenlage zu erwarten sind. Eine entsprechende Datenzusammenstellung wurde von /Weitkamp 2016/ für die Standorte Grimsel (Schweiz), Äspö (Schweden) und Onkalo (Finnland) durchgeführt und wird hier als Grundlage für die Endlagerplanungen übernommen. An den genannten Lokationen sind unterschiedliche Kristallinformationen unter abweichenden geologischen Rahmenbedingungen aufgeschlossen. Daher ergibt sich für alle Gesteinsparameter eine erhebliche Bandbreite. Plausible und repräsentative geologische Modelle für potenzielle Standorte in Deutschland, die eine Festlegung von Referenzwerten ermöglichen würden, sind noch nicht erstellt worden. Grimsel (Schweiz) Wichtige felsmechanische und geophysikalische Kennwerte der Gesteine aus dem Felslabor Grimsel sind in Tabelle 2-1 zusammengestellt. Die meisten Bestimmungen erfolgten an Bohrkernen im Labor. Da das Gestein im Gebirge unter einem höheren Spannungszustand steht, entsprechen diese Ergebnisse nicht den In-situ-Werten. Bei den angegebenen Kennwerten handelt es sich um die Parameter des im Kleinbereich intakten Gesteins. Die diesbezüglichen Gebirgseigenschaften werden zusätzlich von Klüftigkeit, Gesteinswechseln u. a. beeinflusst. Diese Faktoren wirken sich vor allem auch auf die Permeabilität aus. Tabelle 2-1: Parameter Rohdichte [kg/m3] Porosität [Vol.-%] Einachsige Druckfestigkeit [MPa] Young's Modulus (E50-Modul) [GPa] Poisson's Ratio [–] Zugfestigkeit (Spaltzugfestigkeit) [MPa] TEC-20-2017-AB Gesteinsmechanische Parameter für vier Hauptgesteine des Felslabors Grimsel. Werte mit Standardabweichungen, in Klammern Werteanzahl, in eckigen Klammer Testparameter /Weitkamp 2016/. Zentraler Aaregranit 2660 ± 23,8 (105) Grimsel-Granodiorit 2706 ± 13,6 (58) Aplit 2599 ± 17,4 (25) Lamprophyr 2909 ± 31,0 (19) 169,1 ± 37,1 (54) 116,9 ± 47,9 (28) 225,6 ± 45,4 (13) 127,0 ± 31,8 (9) 53,3 ± 11,0 (54) 47,3 ± 15,4 (28) 60,2 ± 8,9 (15) 42,4 ± 8,5 (9) 0,37 ± 0,12 (54) 0,33 ± 0,03 9,06 ± 1,48 (42) 0,33 ± 0,15 (28) 0,40 ± 0,12 (13) 0,33 ± 0,17 (9) 9,54 ± 2,17 (24) 9,27 ± 0,95 (9) 12,55 ± 3,59 (6) 0,4 – 1,0 13 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Geologie Parameter Triaxiale Druckfestigkeit [MPa] Reibungswinkel [ (*): auf Klüften] Druckwellengeschwindigkeit am Handstück [m/s] (wg=wassergesättigt) Druckwellengeschwindigkeit im Gebirge [m/s] Wärmeleitfähigkeit [W/(m·K)] (tr = trocken, f = feucht) Permeabilität [m/s] Zentraler Aaregranit 263 ± 29,9 (4) [5 MPa] 333 ± 20,6 (2) [10 MPa] 410 ± 63,8 (3) [20 MPa] 33 (1) (*) Grimsel-Granodiorit 230 ± 70,7 (2) [5 MPa] 287 ± 24,7 (2) [10 MPa] 355 ± 28,3 (2) [20 MPa] 30 ± 2 (3) (*) Aplit 297 (1) [5 MPa] 395 (1) [10 MPa] 455 (1) [20 MPa] 34 (*) Lamprophyr 240 (1) [5 MPa] 226±44 (3) [20 MPa] 3111 ± 278 (105) 3351 ± 388 (58) 2948 ± 428 (25) 2120 ± 480 (4) 5600 ± 100 5250 ± 100 5400 – 5700 5500 – 6200 5700 – 6100 5200 – 6250 2,46 ± 0,19 (16) [tr] 3,22 ± 0,29 (16) [f] 3,31 ± 0,35 (2) [tr] 5,32 ± 0,49 (2) [f] 2,21 ± 0,45 (3) [tr] 2,71 ± 0,60 (3) [f] 3100 – 3500 [trocken] 4650 – 4750 [wg] 5600 ± 100 5450 – 5500 5200 2,58 ± 0,19 (20) [tr] 3,34 ± 0,35 (20) [f] 32,5 ± 3,5 5·10-17 [10 MPa] 3,5 – 45·10-12 [5–15 MPa] 5·10-12 [5–30 MPa] Äspö (Schweden) Felsmechanische und thermische Kennwerte der Gesteine aus dem Untertagelabor Äspö sind in den Tabelle 2-2 bis Tabelle 2-4 zusammengestellt /Weitkamp 2016/. Tabelle 2-2: Parameter E-Modul [GPa] Poissonzahl [–] E-Modul [GPa] Poissonzahl [–] E-Modul und Poissonzahl für vier Hauptgesteinstypen des Untertagelabors Äspö, gewonnen aus von der Oberfläche bzw. aus Stollen entnommenen Bohrkernen Greenstone feinkörniger Granit n MW Bereich n MW Bereich von der Oberfläche aus erbohrte Bohrkerne 4 53 32 – 74 4 65 59 – 70 Äspö-Diorit n MW Bereich 4 60 54 – 65 0,24 – 4 0,22 0,26 von aus Stollen erbohrten Bohrkernen 10 78 71 – 96 9 77 4 0,23 0,20 0,25 10 73 65 – 80 10 0,24 0,22 0,29 4 10 Tabelle 2-3: Typ Äspö-Diorit alterierter Äspö-Diorit Ävrö-Granit feinkörniger Granit 0,25 0,24 0,18 0,31 – 9 0,23 – 0,20 0,22 72 – 80 0,21 0,25 – Småland-Granit n MW Bereich – – 4 62 62 – 63 4 0,24 0,24 10 74 63 – 79 10 0,23 0,20 0,26 – Thermische Parameter für vier Hauptgesteinstypen des Untertagelabors Äspö Wärmeleitfähigkeit [W/(m·K)] gemessen MW = 2,56 2,34 – 2,84 (5) MW = 3,11 n=1 MW = 3,24 2,99 – 3,55 (3) MW = 3,63 3,58 – 3,68 (2) FKZ 02E11112 Abschlussbericht berechnet 2,35 volumetrische Wärmekapazität [MJ/(m3·K)] gemessen berechnet 2,09 2,11 Dichte [kg/m3] berechnet 2745 3,38 2,30 2,07 2725 3,01 2,13 2,01 2655 3,45 1,97 1,99 2640 14 TEC-20-2017-AB Geologie Tabelle 2-4: Gesteinsmechanische Parameter des Äspö-Diorits (Labortests an Bohrkernen aus den TASQ-, TBM- und ZEDEX-Stollen, wenn nicht anders erwähnt) Parameter Einheit uniaxiale Druckfestigkeit E-Modul, intaktes Gestein E-Modul E-Modul, intaktes Gestein Poissonzahl, intaktes Gestein Poissonzahl, intaktes Gestein Reibungswinkel, intaktes Gestein Reibungswinkel Reibungswinkel, Klüfte Kohäsion, intaktes Gestein Kohäsion Kohäsion, Klüfte Zugfestigkeit Druckfestigkeit Wärmeleitfähigkeit Wärmespeicherzahl (auf das Volumen bezogene Wärmekapazität) Lineare Ausdehnung (Wärmeausdehnung) Dichte (trocken) Dichte (feucht) Dichte Porosität hydraulische Leitfähigkeit Initiale Temperatur des Gesteins (intaktes Gestein, gemessen in situ) Rissbildungsspannung Rissbildungsspannung normale Steifigkeit, Klüfte Schersteifigkeit, Klüfte Dilatationswinkel, Klüfte Kluft-Zugfestigkeit, KIC Kluft-Scherfestigkeit, KIIC Initiale Kluftweite Residual Kluftweite Initiale Risslänge Initiale Rissgröße (DQ) Initiale Rissgröße(TASQ) MPa GPa MPa GPa – – ° ° ° MPa MPa MPa MPa MPa W/(m·K) MJ/(m3·K) Mittelwert ± Standardabw. 211 ± 23,3 76 ± 6,5 64,1 ± 7,1 55 0,25 ± 0,02 0,22 ± 0,03 49* Wertebereich (Anzahl) 187 – 244 (7) 69 – 79 52,25 – 77,31 (9) Literatur 14,9 ± 1,1 223,2 ± 42,2 2,60 2,10 22,5 – 31 0 – 20 12,9 – 15,9 (6) 136 – 265 (7) 2,39 – 2,80 2,05 – 2,29 1, 2 (TASQ) 1, 2 (TASQ) 5 (TBM) 1, 2 (TASQ) 1, 2 (TASQ) 5 (TBM) 1, 2 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 1, 2 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 1, 2 (TASQ) 1, 2 (TASQ) 1, 2 (TASQ) 1, 2 (TASQ) (1/K)·10-06 7,0 6,2 – 8,3 1, 2 (TASQ) kg/m3 kg/m3 kg/m3 % m/s °C 2746 ± 5 2754 ± 5 2733 ± 13 0,3 ± 0,10 1,5·10-13 14,5 2740 – 2750 (5) 2750 – 2760 (5) 2716 – 2756 (6) 0,15 – 0,40 (5) 1, 2 (TASQ) 1, 2 (TASQ) 1, 2 (TASQ) 1, 2 (TASQ) 3 (ZEDEX) 1, 2 (TASQ) MPa MPa GPa/m GPa/m ° MPa·m0,5 MPa·m0,5 m m m m m 121 95 80 – 160 83 – 112 20 – 27.000 2 – 2.700 2 3,8 4,4 10·10-6 1·10-6 0,002 0,075 0,25 – 0,05 1, 2 (APSE) 1, 2 (APSE) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 4 (TASQ) 0,21 – 0,28 (15) 0,18 – 0,26 (9) 49 25 – 35 31* * Durchschnittswerte aus Äspö URL. 1 Onkalo Felsmechanische und thermische Kennwerte der Gesteine aus dem Untertagelabor Onkalo sind in Tabelle 2-5 zusammengestellt /Weitkamp 2016/. TEC-20-2017-AB 15 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Geologie Tabelle 2-5: Gesteinsmechanische Parameter Untertagelabors Onkalo Parameter Gestein E-Modul [GPa] Poissonzahl [mm/mm] Druckfestigkeit [MPa] Indirekte Zugfestigkeit, σT,I [MPa] Direkte Zugfestigkeit, σT,D [MPa] Wärmeleitfähigkeit [W/(m·K)] spezifische Wärmekapazität [J/(kg·K)] Lineare Ausdehnung (Wärmeausdehnung) -06 [1/K·10 ] Dichte 3 [kg/m ] Diffusivität -06 2 [10 m /s] FKZ 02E11112 Abschlussbericht für die Hauptgesteinstypen 95% Konfidenzniv. 31 / 81 47 / 73 0,15 / 0,33 0,14 / 0,34 58 / 161 56 / 146 6,6 / 17,4 4,6 / 12,0 Probenanzahl Literatur GN PGR GN PGR GN PGR GN PGR MW ± Stabw. 60 ± 10 60 ± 8 0,25 ± 0,04 0,29 ± 0,06 108 ± 26 102 ± 27 12,1 ± 2,9 8,9 ± 2,1 109 13 109 13 94 13 98 51 1 1 1 1 1 1 1 1 GN PGR 7,6 ± 1,5 – 5,9 / 10,3 – 18 – 1 1 VGN TGG DGN MGN PGR KFP QGN alle VGN TGG DGN MGN PGR KFP QGN alle VGN TGG DGN MGN PGR alle VGN TGG DGN MGN PGR KFP QGN alle VGN TGG DGN MGN PGR KFP QGN 2,83 ± 0,53 2,78 ± 0,39 2,95 ± 0,64 2,66 ± 0,49 3,20 ± 0,41 2,78 2,49 2,91 ± 0,51 725 ± 33 696 ± 19 708 ± 28 724 ± 41 689 ± 17 687 714 712 ± 32 10,6 ± 2,2 n.a. 8,3 ± 0,7 n.a. 7,2 ± 2,8 9,0 ± 2,5 2741 ± 43 2700 ± 29 2742 ± 51 2742 ± 33 2635 ± 38 2729 2766 2711 ± 59 1,37 ± 0,25 1,35 ± 0,12 1,53 ± 0,34 1,34 ± 0,28 1,75 ± 0,18 1,48 0,01 216 56 20 6 89 1 2 390 149 22 17 6 61 1 1 257 10 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 6 6 22 217 54 20 6 89 1 2 389 147 21 17 6 61 1 1 16 des TEC-20-2017-AB Geologie Parameter Gestein Kohäsion alle PGR VGN Reibungswinkel VGN PGR VGN Kluft-Festigkeit (Mode I) VGN PGR VGN Kluft-Festigkeit (Mode II) VGN PGR VGN Kluft-Kohäsion [MPa] VGN PGR VGN Kluft-Reibungswinkel [°] VGN PGR VGN Kluft-Dilatationswinkel [°] VGN PGR VGN normale Kluft-Steifigkeit [GPa/m] Kluft-Schersteifigkeit [GPa/m] VGN PGR VGN VGN PGR VGN MW ± Stabw. 1,47 ± 0,29 12,9 12,4 95% niv. Konfidenz- Probenanzahl Literatur 254 1 2, 3 2, 3 13,8 2, 3 47 45 2, 3 2, 3 47 2, 3 1,96 1,87 2, 3 2, 3 3,05 2, 3 3,30 3,00 2, 3 2, 3 3,86 2, 3 10 10 2, 3 2, 3 10 2, 3 35 35 4 4 35 4 2,5 2,5 4 4 2,5 4 20.000 20.000 2, 3 2, 3 20.000 2, 3 2.000 2.000 2, 3 2, 3 2.000 2, 3 VGN VGN = veined gneiss, TGG = tonalitic-granodioritic-granitic gneiss, DGN = diatexitic gneiss, MGN = mica gneiss, PGR = pegmatitic granite, KFP = potassiumfeldspar porphyry; QGN = quartzitic gneiss/ TEC-20-2017-AB 17 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Geologie FKZ 02E11112 Abschlussbericht 18 TEC-20-2017-AB Anforderungen an das Endlagerkonzept 3 Anforderungen an das Endlagerkonzept Dieses Kapitel befasst sich mit den Anforderungen an die ingenieurtechnische Planung eines Endlagerkonzepts. Es soll so die Grundlage für eine anforderungsgerechte Ausarbeitung schaffen. Die folgende Zusammenstellung der technischen Anforderungen an ein Endlagerkonzept ergibt sich aus vier unterschiedlichen Quellen: 1. "Sicherheitsanforderungen an die Endlagerung wärmeentwickelnder radioaktiver Abfälle, Stand 30. September 2010", herausgegeben vom Bundesministerium für Umwelt, Naturschutz und Reaktorsicherheit /BMU 2010a/ 2. Ein Sicherheitskonzept, das für ein Endlager im Kristallingestein noch nicht entwickelt wurde 3. deutsches Bergrecht 4. deutsches Atomrecht In Bezug auf das Sicherheitskonzept stellt dieses Vorhaben eine Besonderheit dar. Ein Sicherheitskonzept für ein Endlager im Kristallingestein existiert zu Zeit noch nicht. Stattdessen soll die Erarbeitung eines solchen durch dieses Vorhaben vorbereitet werden. Vorläufige Zielstellungen und planerische Festlegungen für die Nachverschlussphase der Endlagerkonzepte werden in Kapitel 5 formuliert. Die im Folgenden aufgeführten Anforderungen stellen ein Extrakt aus den oben genannten Quellen dar, die auf Anwendbarkeit der einzelnen Kapitel und Paragraphen in Hinblick auf die Entwicklung eines generischen Endlagerkonzepts im Kristallingestein gefiltert wurden. Die Inhalte, die keinen Eingang in diese Anforderungen gefunden haben, sind entweder von zu großer Regelungstiefe für eine Konzeptplanung oder betreffen Angelegenheiten, die für diese irrelevant sind. Grundsätzlich gelten die Anforderungen in der gesamten Bundesrepublik Deutschland. Einzig im Bergrecht gibt es landesspezifische Regelungen. Der Umgang mit dieser deutschlandweiten rechtlichen Heterogenität ist in Kapitel 3.2 beschrieben. Alle Normen, Technische Regeln u.ä. müssen mindestens insoweit bekannt sein und berücksichtigt werden, als dass die Konzeptplanung keinen unbeabsichtigten Widerspruch zu diesen verursachen darf. Sie sind nur im bedeutenden Einzelfall genannt. Das Standortauswahlgesetzt /StandAG 2017/ formuliert ebenfalls einzelne Anforderungen, die schon in einem generischen Endlagerkonzept zum Tragen kommen. 3.1 Sicherheitsanforderungen des BMUB Die Sicherheitsanforderungen des BMU /BMU 2010a/ sind zu einem Teil auf die Planung des Endlagerkonzepts in KONEKD anwendbar. Grundsätzlich lassen sich nur Kapitel 9: „Sicherheitsmanagement“ und Kapitel 10: „Dokumentation“ pauschal aussortieren. Alle anderen Kapitel gelten zumindest auszugweise. Im nächsten Schritt werden die gültigen Anforderun- TEC-20-2017-AB 19 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Anforderungen an das Endlagerkonzept gen ausgewählt, die nicht nur für ein Sicherheitskonzept, sondern auch für das technische Endlagerkonzept relevant sind. Anforderung 4.6: „Das Endlager ist so zu errichten und so zu betreiben, dass für den zuverlässigen langfristigen Einschluss der radioaktiven Abfälle im einschlusswirksamen Gebirgsbereich in der Nachverschlussphase keine Eingriffe oder Wartungsarbeiten erforderlich werden.“ Anforderung 4.7: „Es ist eine möglichst zügige Errichtung des Endlagers zu realisieren.“ Anforderung 5.1: „Entscheidend für die Zuverlässigkeit des langzeitsicheren Einschlusses ist ein robustes Barrierensystem, bei dem die Sicherheitsfunktionen des Endlagersystems und seiner Barrieren gegenüber inneren und äußeren Einflüssen und Störungen unempfindlich sind, das Verhalten des einschlusswirksamen Gebirgsbereichs gut prognostizierbar ist und die Ergebnisse der Sicherheitsanalyse gegenüber Abweichungen von den zugrunde gelegten Annahmen unempfindlich sind.“ Anforderung 7.1: „Eine wesentliche Voraussetzung für die Zulassung des Endlagers im Rahmen des nach § 9b des Atomgesetzes vorgeschriebenen Planfeststellungsverfahrens ist, dass die nach dem Stand von Wissenschaft und Technik erforderliche Vorsorge gegen Schäden durch die Errichtung und den Betrieb des Endlagers getroffen ist. Für die dabei durchzuführenden Arbeiten oder Tätigkeiten gelten die Regelungen der Strahlenschutzverordnung. Ebenso sind bei Errichtung und Betrieb eines geologischen Endlagers die einschlägigen Bestimmungen des Bundesberggesetzes zu beachten. Der Betrieb des Endlagers ist an analogen Anforderungen zu messen wie der Betrieb anderer kerntechnischer Anlagen. Es ist ein umfassender Sicherheitsnachweis für alle Betriebszustände des Endlagers einschließlich der übertägigen Anlagen zu führen. Insbesondere sind für den Einlagerungsbetrieb und die Stilllegung anlagenspezifische Sicherheitsanalysen unter Berücksichtigung von definierten Auslegungsstörfällen durchzuführen, die den gemäß Strahlenschutzverordnung notwendigen Schutz von Betriebspersonal, Bevölkerung und Umwelt belegen. Dazu gehört, dass die Robustheit des Endlagersystems analysiert und dargestellt wird. […]“ Anforderung 8.2: „Die Durchörterung des einschlusswirksamen Gebirgsbereichs mit Schächten, Auffahrungen oder Bohrungen ist zu minimieren. Bohrungen, Schächte und weitere Auffahrungen sind gebirgsschonend auszuführen und, falls sie nicht mehr gebraucht werden, vor dem Einlagerungsbetrieb so zu verschließen, dass die Barriereeigenschaften des einschlusswirksamen Gebirgsbereichs und sonstiger sicherheitsrelevanter Barrieren erhalten bleiben.“ Anforderung 8.4: „Die Handhabung von Abfallgebinden ist möglichst vollständig von den z. B. für Erhalt, Auffahrung oder Versatz von Stollen erforderlichen bergmännischen Arbeiten zu trennen.“ Anforderung 8.5: „Das Endlager ist in Einlagerungsfelder mit einzelnen Einlagerungsbereichen zu untergliedern. Die Anzahl der offenen Einlagerungsbereiche ist gering zu halten. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 20 TEC-20-2017-AB Anforderungen an das Endlagerkonzept Diese sind zügig zu beladen, anschließend zu verfüllen und sicher gegen das Grubengebäude zu verschließen.“ Anforderung 8.6: „[…] In der Betriebsphase bis zum Verschluss der Schächte oder Rampen muss eine Rückholung der Abfallbehälter möglich sein. Maßnahmen, die zur Sicherstellung der Möglichkeiten zur Rückholung oder Bergung getroffen werden, dürfen die passiven Sicherheitsbarrieren und damit die Langzeitsicherheit nicht beeinträchtigen.“ Anforderung 8.7: „Das Einschlussvermögen des Endlagers muss auf verschiedenen Barrieren mit unterschiedlichen Sicherheitsfunktionen beruhen. Mit Blick auf die Zuverlässigkeit des Einschlusses ist das Zusammenspiel dieser Barrieren in ihrer Redundanz und Diversität zu optimieren. Dabei sind das Gefährdungspotenzial der Abfälle und die unterschiedliche Wirkung der Barrieren in den verschiedenen Zeitbereichen zu berücksichtigen. Die Sicherheit des Endlagers nach seiner Stilllegung ist demnach durch ein robustes, gestaffeltes Barrierensystem sicherzustellen, das seine Funktionen passiv und wartungsfrei erfüllt und das seine Funktionstüchtigkeit selbst für den Fall in ausreichendem Maße beibehält, falls einzelne Barrieren nicht ihre volle Wirkung entfalten.“ 3.2 Anforderungen nach Bergrecht Grundsätzlich gelten in Deutschland das Bundesberggesetz /BBergG 2013/, Bundesbergverordnungen und entsprechende Landesbergverordnungen. Während der Analyse des Bergrechts hat sich kein länderübergreifender Widerspruch von Vorschriften auf Konzeptebene ergeben. Im Folgenden werden die bergrechtlichen Vorgaben für das Endlagerkonzept vorgestellt. Außer den Bundesbergverordnungen sind diese zur besseren Lesbarkeit thematisch gegliedert, anstatt die Verordnungen selbst einzeln vorzustellen. Eine Befolgung dieser Sammlung von bergrechtlichen Anforderungen während der Konzeptplanung würde aus bergrechtlicher Sicht die Anwendung dieses Konzepts in jedem Land der Bundesrepublik Deutschland erlauben. Alle anderen Urheber von Anforderungen beziehen sich sowieso auf das gesamte Bundesgebiet. Ein wesentliches Ziel des BBergG ist die Sicherheit vor Gefährdungen, die der Bergbaubetrieb auslöst. Dieses Schutzziel bezieht sich sowohl auf das im Bergwerk beschäftigte Personal und Gerät, als auch auf die allgemeine Öffentlichkeit (§1 BBergG). Jenseits dieser allgemeinen Vorschrift stellt das BBergG keine konkreten Anforderungen, die für ein Endlagerkonzept relevant wären. Die allgemeinen Schutzziele der Allgemeinen Bundesbergverordnung gelten natürlich auch für ein Endlagerbergwerk. Diese betreffen z. B. • die Pflicht, den Ausbau fachgerecht einzubringen und instand zu halten, TEC-20-2017-AB 21 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Anforderungen an das Endlagerkonzept • die Aufgabe der Bewetterung und Sonderbewetterung, • und das Bereitstellen von persönlicher Schutzausrüstung §15 aus /ABBergGV 2012/ macht zwei konkrete Vorgaben mit Einfluss auf das Endlagerkonzept: „(1) […] jeder untertägige Betrieb [muss] über mindestens zwei getrennte, fachgerecht erstellte und für die Beschäftigten leicht zugängliche Wege mit der Oberfläche verbunden [sein] […] (2) In jedem untertägigen Betrieb [muss] jede Arbeitsstätte auf mindestens zwei getrennten Wegen verlassen werden [können] […].“ Die Klimabergverordnung /KlimaBergV 1983/ regelt in §§3-4 das Verhältnis von Wettertemperaturen unter Tage, Aufenthaltsdauer in festgelegten Temperaturzonen und die daraus resultierende maximale Beschäftigungszeit des Personals bis hin zum Beschäftigungsverbot. Tabelle 3-1 stellt die beiden Paragraphen dar. Tabelle 3-1: Trockentemperatur Darstellung der §§3 und 4 der KlimaBergV für Bergwerke außerhalb des Salzbergbaus Effektivtemperatur 30 - 32°C <28°C >30°C <30°C <29°C 25°C im Einzelfall, aber nicht länger als 4 Monate oder 6 Monate für Aus-und Vorrichtung oder täglich 5 h bei <2,5 h im Temperaturbereich 30 – 32°C Beschäftigungsverbot Arbeitszeit von 5h, wenn >2,5 h bei dieser Temperatur Arbeitszeit von 6h, wenn >3 h bei dieser Temperatur Keine Einschränkung durch KlimaBergV Landesvorschriften mit Einfluss auf den Streckenquerschnitt Zum Schutz von Fußgängern unter Tage definiert der §106 aus /ABVO 1966/ die Mindestmaße eines lichten Querschnitts von Fahrwegen, nämlich 0,8 m in der Breite und 1,8 m in der Höhe. Diese Mindestvorgaben gelten in einer Strecke mit gleisgebundener Förderung oder mit Stetigförderern. Für Strecken mit gleislosem Verkehr ist Personenfahrung nur erlaubt, wenn die Strecke mindestens 2 m breiter ist, als das breiteste gleislose Fahrzeug oder die Möglichkeit besteht, aus der Strecke heraus zu treten, wenn sich ein Fahrzeug nähert oder eine bauartbedingte Begrenzung der gleislosen Fahrzeuge auf 6 km/h vorliegt. § 36 aus /BVOESSE 2001/ beschränkt sich darauf, die lichten Maße des Fahrweges zu definieren und nennt dieselben Maße von 0,8 m x 1,8 m. Der Fahrweg muss hier allerdings am Streckenstoß liegen. Sicherheitsabstände können DIN 18225 entnommen werden. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 22 TEC-20-2017-AB Anforderungen an das Endlagerkonzept Landesvorschriften zur Wettertechnik Die meisten Landesverordnungen (z.B. §113 /ABVO 1966/, §28 /BayBergV 2006/ und §55 /BVOESSE 2001/) bestimmen, dass die Wettermenge in Bezug auf das anwesende Personal zu berechnen ist mit 2 m³ pro Minute und Person. Die zweite Gruppe der Wetterverbraucher, nämlich Verbrennungsmotoren, wird von der TRGS 554 (Technische Regel für Gefahrstoffe 554: Abgase von Dieselmotoren /TRGS 2009/) behandelt. Pro kW Leistung in Form von Dieselmotoren unter Tage soll das Bergwerk mit weiteren 3,4 m³ pro Minute bewettert werden. Zusätzlich limitiert die Bayer. Bergverordnung in §28 die maximale Wettergeschwindigkeit von allen regelmäßig befahrenen Grubenbauen (also auch von Schächten) auf 6 m/s. Landesvorschriften über Schachtförderanlagen Der §3 der /BVOS 2003/ klassifiziert Schachtförderanlagen nach Anzahl Personen und Fördergeschwindigkeit in Hauptseilfahrtanlagen, mittlere Seilfahrtanlagen und kleine Seilfahrtanlagen. Weiterhin definiert die Technischen Anforderungen an Schacht- und Schrägförderanlagen /TAS 2005/ Hilfsfahranlagen und Befahrungsanlagen. Je nach Klassifikation der Schachtförderanlage sind unterschiedliche Sicherheitseinrichtungen und Berechnungsvorschriften einschlägig. Diese können sich schon auf die konzeptionelle Beschreibung der Anlage auswirken. 3.3 Anforderungen nach Atomrecht Anforderung 7.1 des BMU /BMU 2010a/ verlangt die Anwendung der Strahlenschutzverordnung /StrlSchV 2017/ im Falle eines geologischen Endlagers für wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle. Das übergeordnete Atomgesetz /AtG 2015/ sollte infolge dessen auch Betrachtung finden. Beide Werke gehören zum Bundesrecht. Ähnlich wie das BBergG formuliert das AtG ein allgemeines Schutzziel und ist ansonsten für die Konzeptplanung des Endlagers nicht relevant. Dieses ist formuliert in §1 AtG: „Zweck dieses Gesetzes ist, […] Leben, Gesundheit und Sachgüter vor den Gefahren der Kernenergie und der schädlichen Wirkung ionisierender Strahlung zu schützen.“ Die StrlSchV beschreibt in §6 zunächst die wesentlichen Grundsätze im Umgang mit Strahlung: Jede unnötige Strahlenexposition oder Kontamination von Mensch und Umwelt ist zu vermeiden. Ist sie nötig, dann ist sie unter Beachtung des Standes von Wissenschaft und Technik und aller Umstände des Einzelfalles so gering wie möglich zu halten. Für den konkreten betrieblichen Strahlenschutz weist die StrlSchV in § 36 drei Strahlenschutzbereiche aus, abhängig von der möglichen Strahlenexposition innerhalb des entsprechenden Bereichs. Die Definition der Bereiche lautet wie folgt: TEC-20-2017-AB 23 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Anforderungen an das Endlagerkonzept „1. Überwachungsbereiche sind nicht zum Kontrollbereich gehörende betriebliche Bereiche, in denen Personen im Kalenderjahr eine effektive Dosis von mehr als 1 mSv […] erhalten können. 2. Kontrollbereiche sind Bereiche, in denen Personen im Kalenderjahr eine effektive Dosis von mehr als 6 mSv […] erhalten können. 3. Sperrbereiche sind Bereiche des Kontrollbereichs, in denen die Ortsdosisleistung höher als 3 mSv/h sein kann.“ Des Weiteren verpflichtet die StrlSchV in den §§39, 40 und 44 zur messtechnischen Überwachung dieser Bereiche in Form von Ortsdosisleistungen und Überwachung der Wetter, von Personal im Kontrollbereich in Form der Personendosis und der Kontrolle auf Kontamination von Personal und Gerät, dass den Kontrollbereich verlässt. §47 StrlSchV definiert weiterhin Grenzwerte für die Ableitungen radioaktiver Stoffe mit Wasser, der Luft oder als Direktstrahlung aus der Gesamtanlage heraus. Die Pflicht diese Ableitungen zu überwachen, legt § 48 StrlSchV fest. Die Richtlinie zur Emissions- und Immissionsüberwachung kerntechnischer Anlagen (REI) ergänzt um die Verpflichtung, Abwetter und Abwässer des Endlagerbergwerks zu überwachen 3.4 Synergien und Konflikte der Anforderungen Nach Anforderung 8.4 des BMUB ist die Handhabung der Abfallgebinde von den bergmännischen Arbeiten zu trennen. Dies ist eine logische Folgerung von §36 StrlSchV, die die Unterteilung der kerntechnischen Anlage in Strahlenschutzbereiche anordnet. Aufgrund der Pflicht nach §44 StrlSchV, alle Personen und Gegenstände beim Verlassen des Kontrollbereichs auf Kontamination zu überprüfen, wäre es mit erheblichem betrieblichen Aufwand verbunden, die Handhabung der Abfallgebinde und die bergmännischen Arbeiten nicht zu trennen. In diesem Fall müsste z.B. der Abraum aus dem Auffahren des Grubengebäudes ebenfalls beim Verlassen des Kontrollbereichs auf Kontamination hin überprüft werden und gemäß § 27 StrlSchV freigemessen werden, wenn sie anderweitig verwendet werden sollen. Die Anforderungen von BMUB und StrlSchV gehen also in dieselbe Richtung. Die Anforderung 8.2 des BMUB, die Durchörterung des ewG zu minimieren, würde bedeuten, das Endlager mit nur einem Zugang auszustatten. Rein technisch ist dies zwar möglich, allerdings stehen dem zwei weitere Anforderungen entgegen: §15 der ABBergV fordert zunächst mindestens zwei unabhängige Zugänge zum Bergwerk, damit immer mindestens ein Fluchtweg zur Verfügung steht. Auch wäre die Trennung der Handhabung von Abfallgebinden und der bergtechnischen Arbeiten (8.4 BMUB) in einem Schacht nur sehr aufwendig möglich. Fasst man diese drei Anforderungen zusammen, ist eine Festlegung auf zwei Tageszugänge zum Endlager, sofern diese den ewG durchstoßen, anforderungsgerecht. Im modifizierten KBS-3-Konzept und auch im multiplen ewG könnten mehr Tageszugänge in Frage kommen, da diese nicht oder nicht zwangsläufig den ewG durchörtern. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 24 TEC-20-2017-AB Art und Menge der wärmeentwickelnden radioaktiven Abfälle 4 Art und Menge der wärmeentwickelnden radioaktiven Abfälle und ausgedienten Brennelemente Die Auslegung eines Endlagers und dessen Betrieb werden maßgeblich von dem Inventar an radioaktiven Abfällen und ausgedienten Brennelementen sowie den Behältern, die für die Endlagerung dieser Abfälle erforderlich sind, bestimmt. Insofern ist sowohl die detaillierte Kenntnis des zu berücksichtigenden Abfallinventars als auch die Kenntnis über die eingesetzten Endlagerbehälter von besonderer Bedeutung. In einem Endlager für hochradioaktive und wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle sind neben den ausgedienten Brennelementen der Leistungsreaktoren, der Versuchs- und Prototypkernkraftwerken und der Forschungsreaktoren auch die radioaktiven Abfälle aus der Wiederaufarbeitung der Brennelemente aus den Leistungsreaktoren zu berücksichtigen. Gemäß dem Programm für eine verantwortungsvolle und sichere Entsorgung bestrahlter Brennelemente und radioaktiver Abfälle (Nationales Entsorgungsprogramm (NaPro)) /BMUB 2015a/ sind bei den Planungen für ein Endlager für wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle und ausgediente Brennelemente auch diejenigen radioaktiven Abfälle mit vernachlässigbarer Wärmeentwicklung, die ggf. nicht im Endlager Konrad eingelagert werden können, zu berücksichtigen. Exakte Angaben zu Art und Menge dieser Abfälle liegen zurzeit nicht vor. Aus diesem Grund werden im Rahmen dieses Vorhabens die radioaktiven Abfälle mit vernachlässigbarer Wärmeentwicklung, die nicht im Endlager Konrad eingelagert werden können, nicht berücksichtigt. Die einzige Ausnahme an radioaktiven Abfällen mit vernachlässigbarer Wärmeentwicklung stellen die Strukturteile der ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren dar, die von Anfang an für die Einlagerung im Endlagerbereich für wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle und ausgediente Brennelemente vorgesehen waren. Das Mengengerüst der wärmeentwickelnden hochradioaktiven Abfälle und ausgedienten Brennelemente wird in diesem Kapitel beschrieben. Vorschläge für die Wahl der konzeptspezifischen Endlagerbehälter werden erst in Kapitel 6 vorgestellt, da diese für die Endlagerkonzepte im Kristallingestein nicht nur vom Mengengerüst, sondern auch von weiteren Überlegungen in Bezug auf die Langzeitsicherheit (s. Kapitel 5) abhängen. 4.1 Mengengerüst der ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren Im Nationalen Entsorgungsprogramm (NaPro) /BMUB 2015a/ ist auf Basis des Verzeichnisses radioaktiver Abfälle /BMUB 2013/ der Bestand und die Prognose an ausgedienten Brennelementen aus den Leistungsreaktoren dargestellt. Insgesamt wird eine Menge von etwa 10.500 tSM an ausgedienten Brennelementen aus den Leistungsreaktoren erwartet. Eine Aufteilung dieser Menge in die einzelnen Leistungsreaktortypen wird nicht vorgenommen. Die Beladung der Endlagerbehälter mit ausgedienten Brennelementen von einzelnen Leistungsreaktoren ist unterschiedlich. Daher ist für die Bestimmung der Anzahl der zu berücksichtigenden Endlagerbehälter die Kenntnis über die Aufteilung der Brennelemente TEC-20-2017-AB 25 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Art und Menge der wärmeentwickelnden radioaktiven Abfälle auf die einzelnen Leistungsreaktoren nötig. Das NaPro leistet dies nicht. Deshalb können im Rahmen dieses Vorhabens die Angaben der ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren aus dem NaPro nicht verwendet werden. Im Rahmen der Vorläufigen Sicherheitsanalyse für den Standort Gorleben (VSG) /GRS 2011a/ wurde das Mengengerüst zusammengestellt. Eine Aufteilung in die einzelnen Reaktortypen wurde vorgenommen. Die Schwermetallmasse aus der VSG ist 55 tSM geringer als die im Nationalen Entsorgungsprogramm. Dies kommt durch Rundungen bei der Berechnung der prognostizierten Brennelementbestände beim Nationalen Entsorgungsprogramm zu Stande. Trotz dieser geringeren Abweichung an tSM wird im Rahmen dieses Vorhabens das Mengengerüst für die ausgedienten Brennelemente aus der VSG berücksichtigt, da in der VSG das Mengengerüst auf die einzelnen Leistungsreaktortypen aufgeteilt wurde. In der Tabelle 4-1 ist das Mengengerüst der endzulagernden ausgedienten Brennelemente aus deutschen Leistungsreaktoren aufgeführt. Aufgrund der hohen Wärmeleistung der MOX-Brennelemente wird mit Blick auf die Behälterbeladung ein Mischkonzept verfolgt: Die Verwendung der Behälterkonzepte der Brennstabkokille und eines Behältertyps POLLUX® (s. Kapitel 6) ermöglicht die Mischung von UO2-Brennelementen und MOX-Brennelementen entsprechend ihrem tatsächlichen Aufkommen. Dieses Mischungsverhältnis wird als DWR-mix 89/11 bzw. SWR-mix 92/8 bezeichnet, da ein Behälter im Fall von DWR-Brennelementen 89 % UO2-Anteil und 11% MOX-Anteil enthält bzw. im Fall von SWR-Brennelementen 92% UO2-Anteil und 8% MOXAnteil. Tabelle 4-1: Mengengerüst der ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren /GRS 2011a/ Leistungsreaktoren UO2 MOX UO2 MOX UO2 UO2 MOX Summe DWR SWR WWER Gesamt 4.2 Anzahl BE 12.450 1.530 14.350 1.250 5.050 31.850 2.780 34.630 Schwermetallmasse [tSM] 6.415 765 2.465 220 580 9.460 985 10.445 Mengengerüst der ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und PrototypKernkraftwerken und Forschungsreaktoren Im NaPro wird keine Angabe über die Art und Menge der ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren gemacht. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 26 TEC-20-2017-AB Art und Menge der wärmeentwickelnden radioaktiven Abfälle In der VSG wurde das Mengengerüst für die ausgedienten Brennelemente aus Versuchsund Prototyp-kernkraftwerken und Forschungsreaktoren zusammengestellt. Allerdings sind die Brennelemente des Rossendorfer Forschungsreaktors (RFT) und des Forschungsreaktor Main (FRMZ) im Rahmen der VSG nicht berücksichtigt worden, da ein Rücktransport der Brennelemente nach Russland bzw. in die USA angenommen wurde. In dem FuE-Vorhaben "Status quo der Lagerung ausgedienter Brennelemente aus stillgelegten/rückgebauten deutschen Forschungsreaktoren und Strategie (Lösungsansatz) zu deren künftigen Behandlung/Lagerung (LABRADOR)" /Dörr 2011/ wurde das gesamte Mengengerüst der in Deutschland zu entsorgenden ausgedienten Brennelemente aus den Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren zusammengestellt. Im Rahmen des vorliegenden Berichtes wird das Mengengerüst aus der VSG und das Mengengerüst für den RFR und den FRMZ aus dem Vorhaben LABRADOR berücksichtigt, da einem Rücktransport der Brennelemente des RFR nach Russland nicht zugestimmt wurde /BMU 2010b/ und eine Zwischenlagerung der Brennelemente des FRMZ in Deutschland geplant ist /BMUB 2015b/. In der Tabelle 4-2 ist das zu berücksichtigende Mengengerüst der ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren zusammengestellt. Tabelle 4-2: Mengengerüst der ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und PrototypKernkraftwerken und Forschungsreaktoren Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerke und Forschungsreaktoren AVR THTR 300 KNK Otto-Hahn BER II FRM II FRMZ Anzahl der Brennelemente/Brennstäbe 288.161 Brennelement-Kugeln 617.606 Brennelement-Kugeln 2.484 Brennstäbe 52 Brennstäbe 120 Brennelemente 150 Brennelemente 89 Brennelemente 950 Brennelemente und 1 Brennstabbehälter mit 16 Brennstäben RFR 4.3 Mengengerüst der radioaktiven Abfälle aus der Wiederaufarbeitung ausgedienter Brennelemente aus den Leistungsreaktoren Bis zum 30.06.2005 war es möglich, die ausgedienten Brennelemente deutscher Leistungsreaktoren zur Wiederaufarbeitung ins Ausland abzugeben. Ein Großteil der Brennelemente wurde in Frankreich (La Hague) und Großbritannien (Sellafield) wiederaufgearbeitet. Ein vergleichsweise geringer Anteil wurde in der Wiederaufarbeitungsanlage Karlsruhe (WAK) zwischen 1971 und 1990 aufgearbeitet und in der Verglasungseinrichtung Karlsruhe (VEK) verglast. TEC-20-2017-AB 27 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Art und Menge der wärmeentwickelnden radioaktiven Abfälle Die bei der Wiederaufarbeitung angefallenen radioaktiven Abfälle sind in Deutschland endzulagern. Bei diesen Abfällen handelt es sich um Kokillen mit verglasten hochradioaktiven Spaltprodukten und Feedklärschlämmen (HAW-Kokille (CSD-V)), Kokillen mit verglasten mittelradioaktiven Spülwässern (CDS-B) und Kokillen mit kompaktierten mittelradioaktiven Brennelementhülsen, Strukturteilen und Technologieabfällen (CSD-C). Von der Sellafield LTD. (ehemals BNFL Britisch Nuclear Fuels) werden ausschließlich Wiederaufarbeitungsabfälle in Form von CSD-V zurückgeführt. Die leicht- und mittelradioaktiven Abfälle werden vollständig durch CSD-V substituiert. Von AREVA-NC (ehemals COGEMA, la Hague) sind neben HAW-Kokillen (CSD-V) und kompaktierten mittelradioaktiven festen Abfällen (CSD-C) auch radioaktive Reststoffe aus der Betriebswasseraufbereitung (CSD-B) zurückzuführen. Im Nationalen Entsorgungsprogramm ist das aktuelle Mengengerüst der radioaktiven Abfälle aus der Wiederaufarbeitung dargestellt. Dies wird im Rahmen dieses Vorhabens berücksichtigt. In der Tabelle 4-3 ist das Mengengerüst der Wiederaufarbeitungsabfälle dargestellt /BMUB 2015a/. Tabelle 4-3: Mengengerüst der Wiederaufarbeitungsabfälle ausgedienter Brennelemente aus den Leistungsreaktoren Abfallstrom AREVA-NC Sellafield LTD. VEK Summe AREVA-NC AREVA-NV CSD-V CSD-B CSD-C Gesamt 4.4 Kokille 3.024 565 140 3.729 140 4.104 7.973 Mengengerüst der Strukturteile ausgedienter Brennelemente aus den Leistungsreaktoren Bei der direkten Endlagerung der ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren in POLLUX®-Behältern oder alternativ in rückholbaren Kokillen werden die Brennstäbe der Brennelemente in die Endlagerbehälter verpackt. Ein Brennelement besteht neben den Brennstäben aus den sogenannten Strukturteilen. die Brennelemente werden in einer Konditionierungsanlage in Brennstäbe und Strukturteile zerlegt. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 28 TEC-20-2017-AB Art und Menge der wärmeentwickelnden radioaktiven Abfälle Aufgrund des Neutronenflusses im Reaktor sind die Strukturteile aktiviert worden. Sie sind somit ebenfalls bei der Endlagerung von radioaktiven Abfällen zu berücksichtigen. Ein beispielhaftes DWR-Brennelement besteht aus den in der Tabelle 4-4 aufgelisteten Bestandteilen mit zugehörigen Werkstoffen und Massen /DBE 2006/. Tabelle 4-4: Bestandteile eines beispielhaften DWR-Brennelementes mit zugehörigen Werkstoffen und Massen Werkstoff Inc X-750 1.4541 1.4541 1.4541 1.4541 1.4541 Zr-Alloy/Zyr-4 Zyr-4 Zyr-4 Zyr-4 Zyr-4 Inc 718 1.4568 Al2O3 UO2 Druckfeder, Bolzen Niederhalterohr, Mutter, Zylinderstift Kopf Schraube, Führungsrohr-Stopfen/Mutter Fuß Stützrohr Führungsrohr, Führungsrohr-Hülse Abstandhalter-Hülsen Abstandhalter-Struktur Endstopfen Hüllrohr Abstandhalter-Struktur Druckfeder Isoliertablette Brennstoff Summe Masse [kg] 3,1 1,21 12,47 1,02 11,00 6,61 19,4 1,15 11,33 1,98 155,76 1,34 4,48 0,71 615,72 847,28 Ma.-% 0,37 0,14 1,47 0,12 1,30 0,78 1018 0,14 1,34 0,23 18,38 0,16 0,53 0,08 72,67 100 Die Strukturteile eines beispielhaften DWR-Brennelementes abzüglich der Brennstäbe bestehen aus den in der Tabelle 4-5 aufgelisteten Bestandteilen mit zugehörigen Werkstoffen und Massen. Tabelle 4-5: Bestandteile der Strukturteile eines beispielhaften DWR-Brennelementes mit zugehörigen Werkstoffen und Massen Werkstoff Inc X-750 1.4541 1.4541 1.4541 1.4541 Zr-Alloy/Zyr-4 Zyr-4 Zyr-4 Inc 718 Druckfeder, Bolzen Niederhalterohr, Mutter, Zylinderstift Kopf Schraube, Führungsrohr-Stopfen/Mutter Fuß Führungsrohr, Führungsrohr-Hülse Abstandhalter-Hülsen Abstandhalter-Struktur Abstandhalter-Struktur Summe TEC-20-2017-AB 29 Masse [kg] 3,1 1,21 12,47 1,02 11,00 19,4 1,15 11,33 1,34 62,02 Ma.-% 5,00 1,95 20,11 1,64 17,74 31,28 1,85 18,27 2,16 100,00 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Art und Menge der wärmeentwickelnden radioaktiven Abfälle Im Rahmen der VSG wurden Aktivierungsrechnungen für die Hüllrohre und das Strukturmaterial von DWR-Brennelementen durchgeführt. Daraus wurde das Radionuklidinventar in den einzulagernden Abfällen abgeleitet. Die errechneten Inventare der DWR-BrennelementeHüllrohre und Strukturmaterialen wurden auf SWR-Brennelemente übertragen, was zu einer Überschätzung dieser Inventare führt /GRS 2011a/. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 30 TEC-20-2017-AB Einlagerungskonzepte 5 Einlagerungskonzepte Auf der Basis der in den Kapiteln 2 bis 4 erarbeiteten Grundlagen werden Einlagerungskonzepte ausgearbeitet. Ausgangspunkt dafür sind die Ergebnisse des FuE-Projektes CHRISTA /Jobmann 2016b/. In dieser Studie wurden mit Bezug auf den /AkEnd 2002/ und den BMUSicherheitsanforderungen /BMU 2010a/ drei Konzepte als erfolgversprechend identifiziert, um einen anforderungsgerechten, langzeitsicheren Einschluss der Radionuklide in einem einschlusssicheren Gebirgsbereich (ewG) bzw. in einem einschlusssicheren Bereich (ewB) /Endlagerkommission 2016/ zu ermöglichen. Die Sicherheit des Endlagers basiert auf einem möglichst weitgehenden, dauerhaften und nachsorgefreien Einschluss der radioaktiven Abfälle. Die drei Konzepte versuchen diesen auf unterschiedliche Art und Weise zu erreichen und zu erhalten: 1. in einem definierten Einlagerungsbereich, dem einschlusswirksamen Bereich (ewB) im Zusammenwirken aus Abfallmatrix, Abfallbehältern und Buffern (KBS-3) 2. in mehreren einschlusswirksamen Gebirgsbereichen (multipler ewG) 3. in einem Einlagerungsbereich, der durch einen ewG im Deckgebirge abgeschlossen ist (überlagerndender ewG) Als Einschluss wird eine Sicherheitsfunktion des Endlagersystems bezeichnet. Diese ist dadurch charakterisiert, dass die radioaktiven Abfälle im Wesentlichen am Einlagerungsort verbleiben und allenfalls in entsprechend der BMU-Sicherheitsanforderungen als geringfügig definierte Stoffmengen aus dem ewB / ewG freigesetzt werden können. Für die drei im Rahmen des FuE-Projektes CHRISTA identifizierten Optionen für eine Endlagerung in deutschen Kristallinformationen (s.o.), die in Übereinstimmung mit den vorgeschlagenen Standortkriterien der Endlagerkommission sind, ergeben sich unterschiedliche Einlagerungskonzepte. Die Entwicklung dieser nimmt Bezug auf Ergebnisse der Vorläufigen Sicherheitsanalyse Gorleben /GRS 2011a/, das im Zuge des Projektes ANSICHT für Tongesteine formulierte Sicherheitskonzept /Jobmann 2017/ sowie auf das von /SKB 2006/ formulierte Sicherheitskonzept für das KBS-3-Konzept im Kristallingestein. Das Ergebnis stellt kein Sicherheitskonzept im Sinne der vorgenannten dar. Zur Erarbeitung eines Endlagerkonzepts sind jedoch grundlegende Überlegungen notwendig, durch welche Maßnahmen und Mittel die Langzeitsicherheit des Endlagersystems gewährleistet werden kann. Im Folgenden werden dafür Annahmen getroffen, die nach aktuellem Stand des Wissens zur Endlagerung im Kristallin in Deutschland als plausibel und realistisch gelten können. Außerdem sollen sich die drei Konzepte klar unterscheiden, sodass darauf aufbauende Forschungsvorhaben aus allen drei Konzepten verschiedene nützliche Erkenntnisse gewinnen können, insbesondere hinsichtlich der Art und Weise des sicheren Einschlusses. Aufgrund des Fehlens eines ausgereiften Sicherheitskonzepts, dessen Erstellung dieses Vorhaben u. a. ja vorbereiten soll, und der geringen verfügbaren Kenntnisse über Geologie und Geochemie, können die folgenden Einlagerungskonzepte viele Unwägbarkeiten nicht berücksichtigen. Es war aber trotz der eingeschränkten wissenschaftlichen Grundlage geboten, Einlagerungskonzepte festzulegen, um mit der Erarbeitung eines Endlagerkonzepts TEC-20-2017-AB 31 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Einlagerungskonzepte fortfahren und in folgenden Vorhaben die Einschlussfunktion zu bewerten und gezielt weiter optimieren zu können. 5.1 (Modifiziertes) KBS-3-Konzept (ewB-Konzept) Das KBS-3-Konzept ist ein von SKB (Schweden) und POSIVA (Finnland) entwickeltes Endlagerkonzept für Kristallingesteine, das für derartige Gesteine auch in verschiedenen anderen Ländern vorgesehen ist und den aktuellen Stand der Wissenschaft und Technik in diesem Bereich darstellt. Bei diesem Konzept soll der Einschluss der Radionuklide, abweichend vom ewG-Konzept des /AkEnd 2002/ und der BMU-Sicherheitsanforderungen /BMU 2010a/, durch die Eigenschaften des Endlagerbehälters im Verbund mit dem umgebenden Buffer in einem vertikalen Bohrloch gewährleistet werden. Diese Option wurde auch von der Endlagerkommission als zu berücksichtigendes Konzept für die Endlagerung im Kristallingesteinen benannt /Endlagerkommission 2016/. Wesentlich für die dauerhafte Einschlusswirkung bei diesem Endlagerkonzept ist eine Korrosionsfestigkeit der Behälter für den Nachweiszeitraum (in Deutschland mindestens 106 Jahre). Der umgebende Buffer trägt dazu bei, den Lösungszutritt zu verzögern, das hydrochemische Milieu günstig zu beeinflussen, den Behälter vor Scherbewegungen im Gestein zu dämpfen und freigesetzte Radionuklide (in geringem Maße aufgrund der Größe des Buffers) durch Sorption zurückzuhalten. Die anderen geotechnischen Barrieren im Grubengebäude dienen der Begrenzung des Lösungszutritts und der Vermeidung einer Erosion des Buffers. Wie bei allen Konzepten mit technischen Komponenten ist bei einer hohen Behälteranzahl das Auftreten einer geringen Anzahl an Behältern mit unerkannten Defekten aufgrund der Fehlerquote bei der Fertigung und Kontrolle der Behälter nicht auszuschließen. Insbesondere die Schweißnaht des Behälters stellt eine Schwachstelle dar /SKB 2010a/. In /Jobmann 2016a/ wird überlegt, das Risiko eines Gesamtversagens des Barrierensystems durch Redundanz der Kupferbarriere zu reduzieren. Dies würde eine zweite, separat verschweißte Kupferschale bedeuten. Beide Behälterschalen müssten dann einzeln der Korrosion innerhalb des Nachweiszeitraums widerstehen können. In Bezug auf die Wahrscheinlichkeit der Einlagerung von Behältern mit unerkannten Defekten in der Behälterschale ist es allerdings fraglich, ob die redundante Ausführung der Behälterschale die sinnvollste Lösung ist. Für eine einzelne Behälterschale bestimmt sich die Wahrscheinlichkeit eines unerkannten Defekts aus dem Produkt der Wahrscheinlichkeit eines Produktionsfehlers und der Wahrscheinlichkeit des Nicht-Erkennens eines solchen Fehlers. In /SKB 2003a/ wird diese Gesamtwahrscheinlichkeit als 10-4 angegeben. Dies beruht auf der Annahme, dass eine 15 mm starke Kupferschicht notwendig ist, um der Korrosion innerhalb von 100.000 Jahren zu trotzen. Der Behälter mit 50 mm Kupferdicke kann sich also einen unerkannten Defekt von 35 mm erlauben, wenn er für 100.000 Jahre technisch dicht bleiben soll. Das entsprechende Produkt der Werte der Wahrscheinlichkeitsfunktionen eines Produktionsfehlers und des Nicht-Erkennens eines Produktionsfehlers an FKZ 02E11112 Abschlussbericht 32 TEC-20-2017-AB Einlagerungskonzepte der Stelle des Produktionsfehlers von 35 mm Länge ergibt die genannte Wahrscheinlichkeit von 10-4 (s. Abbildung 5-1). Bezüglich der Abschätzung der Korrosionsrate kann auf schwedische und kanadische Literatur neueren Datums zurückgegriffen werden. Dort werden Korrosionsraten von maximal 5 mm innerhalb von 106 Jahren als konservativ eingeschätzt /SKB 2010c/ /Kremer 2017/. Dies verändert die Betrachtungen zur Wahrscheinlichkeit eines unerkannten Behälterdefekts maßgeblich: Ein Behälter mit einer Kupferschale von 50 mm Dicke kann im Nachweiszeitraum von 106 Jahren nun selbst mit einem Fehler von 45 mm Länge einschlusswirksam bleiben. Da ein größerer Fehler sowohl seltener auftritt, als auch häufiger erkannt wird, ist die Wahrscheinlichkeit eines unerkannten Behälterdefekts von 45 mm Länge deutlich geringer als die Wahrscheinlichkeit eines solchen Defekts von 35 mm Länge. Berechnet nach der oben beschriebenen Methode mit grafisch abgegriffenen Werten ergibt sich eine Wahrscheinlichkeit von ca. 10-5. Abbildung 5-1: Wahrscheinlichkeitsfunktionen von Produktionsfehlern (linke Ordiante) und des Erkennens dieser (rechte Ordinate) in Abhängigkeit von der Fehlerlänge bei Kupferbehältern (Abszisse) /SKB 2003a/ In Bezug auf die Problematik der unerkannten Produktionsfehler bietet eine Redundanz der Kupferhülle keinen deutlichen Vorteil gegenüber einer dickeren Hülle. In einer zweiten Kupferhülle müsste auch wieder eine entsprechende Dicke für die Berücksichtigung von Produktionsfehlern berücksichtigt werden, was die notwendige Kupfermenge, neben dem Produktionsaufwand, pro Behälter deutlich erhöht. Dies muss dagegen abgewogen werden, dass eine redundante Kupferhülle von 2 x 50 mm mit der Wahrscheinlichkeit von nur (10-5)² zwei Fehler > 35 mm aufweisen kann. Für eine redundante Hülle von 2 x 40 mm läge die Wahrscheinlichkeit immer noch nur bei (10-3)2. Weiterhin kann Redundanz vor allem dann TEC-20-2017-AB 33 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Einlagerungskonzepte Sinn machen, wenn sie gegen Unsicherheiten in der Endlagerentwicklung schützen soll. Dann sollte die zweite Hülle nach dem Prinzip der Diversität mit z. B. einem anderen Material oder einem anderen Schweißverfahren hergestellt werden. Durch das Einbringen von Diversität kann eine Redundanz der Hülle sinnvoller werden, als eine vergleichsweise simple Verdickung der Kupferschicht. Die starke Abhängigkeit der Korrosionsrate vom nicht redundant-diversitären Buffer ist bei diesen Überlegungen ebenfalls zu berücksichtigen. Im Rahmen der Ungewissheiten zu allen Randbedingungen in diesem Vorhaben werden diese Informationen so bewertet, dass kein gewichtiger Grund vorliegt, von der Gesamtstärke des Kupfermantels von 50 mm im schwedischen KBS-3-Konzept abzuweichen. Insbesondere auch aufgrund der Weiterentwicklung von Produktions- und Analyseverfahren wird davon ausgegangen, dass die Einlagerung von unerkannt fehlerhaften Behältern in Größenordnungen, die die Einschlusswirksamkeit im Nachweiszeitraum von 106 Jahren beeinträchtigen, mit ausreichend großer Wahrscheinlichkeit ausgeschlossen werden kann. Für Radionuklidfreisetzungen ist für dieses Endlagerkonzept die Machbarkeit der vereinfachten radiologische Langzeitaussage zu prüfen. Bei einem umfassenden Nachweis mit einem Radionuklid-Transport bis in die Biosphäre, dem kein konservativ vereinfachtes Ausbreitungs- und Expositionsmodell außerhalb des ewB zugrunde liegt, kann zusätzlich die Sorption und Verdünnung im Grundwasserstrom in der Geosphäre außerhalb des ewB für den Nachweis der Einhaltung der radiologischen Grenzwerte berücksichtigt werden. Bezüglich der in /BMU 2010a/ geforderten Redundanz und Diversität des Barrierensystems weist dieses Einlagerungskonzept eindeutige Schwächen auf. Die wesentliche Barrierefunktion wird durch die Kupferummantelung der Abfallgebinde gewährleistet. Diese wiederum wird durch den Bohrlochbuffer in mehrerer Hinsicht geschützt. Eine vollwertige Barriere im Sinne eines diversitären und redundanten Barrierensystems für den Fall des Austritts von Radionukliden aus dem Behälter stellt der Buffer aber nicht dar. Im Gegenteil: Ein Versagen des Buffers gefährdet auch die Einschlussfunktion des Behälters durch eine höhere Behälteranströmung und die damit verbundene beschleunigte Korrosion. 5.1.1 Zielsetzungen für die Nachverschlussphase Für die Nachverschlussphase werden mit dem Sicherheitskonzept folgende konkrete Zielsetzungen verfolgt: Die in vertikalen Bohrlöchern eingelagerten Abfallgebinde sind lösungs- und gasdicht. Die Einschlussfunktion der Gebinde soll während des Nachweiszeitraums erhalten bleiben. Der Buffer umschließt den Behälter im Bohrloch vollständig. Er hat eine mechanische, hydraulische und chemische Schutzfunktion für den Behälter. Diese Funktionen bleiben im Nachweiszeitraum erhalten. Ein advektiver Lösungstransport wird durch eine entsprechende Verfüllung der Bohrlochüberfahrungsstrecken minimiert. Außerdem trägt die Verfüllung im Fall einer FKZ 02E11112 Abschlussbericht 34 TEC-20-2017-AB Einlagerungskonzepte 5.1.2 Freisetzung von Radionukliden aus den Behältern zur Rückhaltung der Radionuklide bei. Strömungsvorgänge im übrigen Grubengebäude werden durch Verfüll- und Verschlussmaßnahmen begrenzt. Diese Maßnahmen sollen einerseits den Radionuklidtransport verzögern und andererseits eine Erosion der Baustoffe der geotechnischen Barrieren in den Einlagerungsbereichen verhindern. Durch eine entsprechende Auslegung und Materialwahl bei den technischen Komponenten werden die Gasentwicklung und die Gasdruckaufbaurate in den Grubenbauen des Endlagerbergwerks soweit reduziert, dass die Funktion der Barrieren nicht beeinträchtigt wird. Eine Kritikalität wird durch die Einlagerungsplanung und durch entsprechende Beladung und Auslegung der Einlagerungsbehälter in jeder Phase des Endlagerbetriebs und danach ausgeschlossen. Risiko und Auswirkungen eines unbeabsichtigten menschlichen Eindringens in das Endlager (Human Intrusion) werden durch entsprechende Planung des Endlagers nach Möglichkeit reduziert, wenn die dafür zu treffenden Maßnahmen keine negativen Auswirkungen auf die Langzeitsicherheit haben. Planerische Festlegungen Zur Erreichung dieser Zielsetzungen werden entsprechende planerische Festlegungen in Bezug auf die Positionierung und Auslegung der Grubenbaue des Endlagerbergwerks im Kristallingestein getroffen sowie verschiedene technische Maßnahmen vorgesehen, die nachfolgend beschrieben sind. Dabei ist zu beachten, dass die Maßnahmen in ihrer Gesamtheit dazu beitragen, die Zielsetzungen zu erreichen. Die planerischen Festlegungen betreffen vor allem die Errichtung des Endlagerbergwerks. Der Endlagerbehälter ist unter den Standortbedingungen für 1 Mio. Jahre technisch dicht. Die Hülle des Endlagerbehälters muss ausreichend dick sein, um der Korrosion im Nachweiszeitraum zu widerstehen. Die Temperaturen werden an der Behälteroberfläche durch entsprechende Beladung der Abfallbehälter und angepasste Einlagerungsgeometrien auf 100° C begrenzt, um eine Beeinträchtigung der Funktion des Buffers auszuschließen. Barrieren- und Behälterbaustoffe werden an den Grundwasserchemismus angepasst. Das Buffermaterial erzeugt einen Quelldruck von > 2 MPa, um mikrobielle Prozesse zu reduzieren. Außerdem muss der Quelldruck unterhalb der minimalen Hauptspannung des ungestörten Gebirges bleiben. Die Permeabilität des Buffer beträgt ≤ 10-17 m². Die Einlagerungsbereiche werden in einer Teufenlage >300 m angeordnet, die eine negative Beeinflussung durch externe Einwirkungen während des Nachweiszeitraums ausschließt. Das Endlagerbergwerk, insbesondere die Einlagerungsbereiche, wird in einem Kristallingestein errichtet, das nur wenige hydraulisch leitende Störungen enthält. TEC-20-2017-AB 35 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Einlagerungskonzepte Das aufzufahrende Hohlraumvolumen des Endlagerbergwerks wird so klein wie möglich gehalten, und die Auffahrung erfolgt unter Einsatz gebirgsschonender Verfahren. Auf diese Weise werden nachteilige Auswirkungen auf das anstehende Kristallingestein minimiert. Im Bereich von Grubenräumen, die stark wasserführende Störungen oder Klüfte angetroffen haben, wird durch geotechnische Barrieren gewährleistet, dass keine Erosion des Versatzes im restlichen Grubengebäude stattfindet. In den Einlagerungsbohrlöchern und deren Nahfeld dürfen keine hydraulisch stark leitenden Klüfte oder Störungen vorhanden sein (keine Erosion). Die Grubenbaue der Einlagerungsbereiche weisen einen ausreichenden Sicherheitsabstand zu großen Störungssystemen sowie zu Schächten und Bohrungen auf. Zur Begrenzung von Strömungsprozessen im Grubengebäude werden an wichtigen Stellen (z. B. Störungszonen) Streckenverschlüsse errichtet und das restliche Grubengebäude mit Versatz verfüllt. Ein Teil der technischen Maßnahmen in den Schächten und Rampen dient dazu, das Risiko eines unbeabsichtigten menschlichen Eindringens in das Endlager zu reduzieren. 5.2 Typ A(m): Multipler ewG Beim Typ A (gemäß /AkEnd 2002/) ist der ewG Teil des Wirtsgesteins. Daher muss das Wirtsgestein bzw. Teile des Wirtsgesteins die funktionalen Eigenschaften des ewG erfüllen, aber auch die Errichtung eines Endlagerbergwerks erlauben. Das Konzept des multiplen ewG stellt eine gesteinsspezifische Anpassung des ewG-Konzepts dar. Bei diesem Konzept wird der Einschluss der Radionuklide durch Kristallinblöcke mit verheilten Klüften und sehr geringer hydraulischer Leitfähigkeit in Kombination mit (geo-)technischen Barrieren gewährleistet. In diesen Kristallinblöcken werden Einlagerungsbereiche für die Endlagerung der radioaktiven Abfälle angelegt. Sie müssen von ausreichender Größe sein, um auch das geotechnische Verschlusssystem innerhalb des ewG aufzunehmen. Um dessen notwendige Größe zu reduzieren, stellt der Behälter selbst einen Teil des redundanten und diversitären Barrierensystems dar und wird deswegen mit einer einfachen Kupferhülle versehen. Wie schon im modifizierten KBS-3-Konzept erlauben die Unsicherheiten aller Randbedingungen in diesem Vorhaben keine anforderungsgerechte Herleitung der Stärke der Kupferhülle. Stattdessen unterliegt ihre Festlegung lediglich Plausibilitätsüberlegungen. Die Stärke wird mit 5 mm angesetzt, um der Korrosion im Nachweiszeitraum Rechnung zu tragen. Statt der Einschätzung der SKB in Bezug auf die Wahrscheinlichkeit von radialen Defekten der Kupferhülle wird in diesem Einlagerungskonzept die Einschätzung der NWMO (Nuclear Waste Management Organisation, Kanada) berücksichtigt, dass das Erkennen von Defekten ab 0,8 mm Länge ein realistisches Ziel für die Qualitätskontrolle sei. Auch wird die Korrosion deutlich kleiner geschätzt mit 0,026 mm in 106 Jahren /Kremer 2017/. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 36 TEC-20-2017-AB Einlagerungskonzepte Im Vergleich zum modifizierten KBS-3-Konzept wird auf den Buffer im Bohrloch verzichtet. Dies begründet sich aus den höheren Anforderungen bezüglich mechanischer Stabilität und Permeabilität, die an das Gestein im ewG gestellt werden müssen. Ein stählerner Bohrlochliner schützt den Behälter vor dem abrasiven Gestein und erleichtert eine eventuelle Rückholung. Der sandgefüllte Ringraum zwischen Kokille und Liner dient als Spielraum für Gebirgsbewegungen (z. B. Bewegung entlang von Klüften bei Spannungsänderungen im Gebirge) und verhindert Kontaktkorrosion zwischen Behälter und Liner. Der Zugang zu den Einlagerungsbereichen muss durch langzeitstabile Verschlussbauwerke verschlossen werden. Für den Fall von technischen Fehlern an den Verschlussbauwerken müssen innerhalb jedes ewG weitere redundante und diversitäre Barrieren vorhanden sein (z. B. Tonverfüllung der Bohrlochüberfahrungsstrecken, Bohrlochverschluss, Endlagerbehälter). Weitere geotechnische Barrieren im Grubengebäude dienen der Begrenzung des Lösungszutritts. 5.2.1 Zielsetzungen für die Nachverschlussphase Für die Nachverschlussphase werden mit dem Sicherheitskonzept folgende konkrete Zielsetzungen verfolgt: Der langzeitsichere Einschluss der Radionuklide wird durch die Anordnung der Einlagerungsbohrungen in Gesteinsblöcken mit einer Gebirgsdurchlässigkeit < 10-10 m/s gewährleistet (ewG). (hydraulische Mindestanforderung /StandAG 2017/) Die Oberfläche der ewG muss mindestens 300 m unter der Geländeoberfläche liegen. Sie muss tiefer als die zu erwartende größte Tiefe der Auswirkungen exogener Prozesse liegen. (Mindestanforderung /StandAG 2017/) Der Endlagerbehälter wird im Bohrloch durch geeignete technische Maßnahmen (z. B. Liner) vor auslegungsüberschreitenden Einwirkungen geschützt. Die Bohrlochverschlüsse und die Verfüllung der Bohrlochüberfahrungsstrecken sollen einerseits einen Lösungszutritt zu den Abfallgebinden verzögern und andererseits im Fall einer Freisetzung von Radionukliden aus den Behältern die Radionuklide zurückhalten. Die in vertikalen Bohrlöchern eingelagerten Abfallgebinde sind für den Nachweiszeitraum lösungs- und gasdicht und damit Teil des redundanten, diversitären Barrierensystems. Ihre Hülle muss dementsprechend korrosionsresistent sein. Der Zugang zu den ewGs wird durch Verschlussbauwerke für mindestens 1 Mio. Jahre verschlossen, die während des Nachweiszeitraums eine hinreichend geringe hydraulische Leitfähigkeit haben, um den Lösungszutritt bzw. eine Freisetzung kontaminierter Lösungen hinreichend zu begrenzen. Die Barrieren innerhalb der ewGs müssen für den Fall eines unerkannten Fehlers an den äußeren Verschlussbauwerken den Einschluss der Radionuklide gewährleisten (Redundanz und Diversität). Sie müssen ebenfalls eine Funktionsdauer von 1 Mio. Jahren haben. TEC-20-2017-AB 37 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Einlagerungskonzepte Der Strömungsvorgänge im Grubengebäude werden durch Verfüll- und Verschlussmaßnahmen begrenzt. Diese Maßnahmen sollen eine Erosion der Baustoffe der geotechnischen Barrieren in den ewGs verhindern und den Radionuklidtransport verzögern. Durch eine entsprechende Auslegung und Materialwahl bei den technischen Komponenten werden die Gasentwicklung und die Gasdruckaufbaurate in den Grubenbauen des Endlagerbergwerks soweit reduziert, dass die Funktion der Barrieren nicht beeinträchtigt wird. Eine Kritikalität wird durch die Einlagerungsplanung und durch entsprechende Beladung und Auslegung der Einlagerungsbehälter in jeder Phase der Endlagerentwicklung ausgeschlossen. Risiko und Auswirkungen eines unbeabsichtigten menschlichen Eindringens in das Endlager (Human Intrusion Szenarien) werden durch entsprechende Auslegung des Endlagers nach Möglichkeit reduziert, wenn die dafür zu treffenden Maßnahmen keine negativen Auswirkungen auf die Langzeitsicherheit haben. 5.2.2 Planerische Festlegungen Zur Erreichung der oben genannten Zielsetzungen werden entsprechende planerische Festlegungen in Bezug auf die Positionierung und Auslegung der Grubenbaue des Endlagerbergwerks im Kristallingestein getroffen sowie verschiedene technische Maßnahmen vorgesehen, die nachfolgend beschrieben sind. Dabei ist zu beachten, dass die Maßnahmen in ihrer Gesamtheit dazu beitragen, die Zielsetzungen des Sicherheitskonzeptes zu erreichen. Die Einlagerungsbereiche werden in einer Teufenlage > 300 m angeordnet, die eine negative Beeinflussung der Integrität durch externe Einwirkungen während des Nachweiszeitraums ausschließt. Das Endlagerbergwerk (insbesondere die Einlagerungsbereiche) wird in einer Kristallingesteinsformation mit wenigen hydraulisch leitenden Störungen errichtet. Die Einlagerungsbereiche weisen einen ausreichenden Sicherheitsabstand zu großen Störungssystemen sowie zu Schächten und Bohrungen auf. Das aufzufahrende Hohlraumvolumen des Endlagerbergwerks wird so klein wie möglich gehalten, und die Auffahrung erfolgt unter Einsatz gebirgsschonender Verfahren. Auf diese Weise werden die Auswirkungen auf das anstehende Kristallingestein und damit auf die geologische Barriere insgesamt minimiert. Die Einlagerungsbereiche werden in Gesteinsblöcken errichtet, die eine Gebirgsdurchlässigkeit < 10-10 m/s aufweisen. Dabei ist ein ausreichender Sicherheitsabstand zwischen den Einlagerungsbohrlöchern und der Außengrenze der ewGs einzuhalten. Das Barrierensystem innerhalb der ewG besteht aus dem Endlagerbehälter, Bohrlochverschluss, Streckenversatz und Streckenverschluss. Diese Barrieren müssen eine Funktionsdauer von 1 Mio. Jahren haben. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 38 TEC-20-2017-AB Einlagerungskonzepte Die Temperaturen werden an der Behälteroberfläche durch entsprechende Beladung der Abfallbehälter und angepasste Einlagerungsgeometrien auf 100° C begrenzt, um eine Beeinträchtigung der Funktion des Bohrlochverschlusses auszuschließen. Barrieren- und Behälterbaustoffe werden an den Grundwasserchemismus angepasst. Das tonige Material der Dichtelemente erzeugt einen Quelldruck von > 2 MPa, um mikrobielle Prozesse zu reduzieren. Außerdem muss der Quelldruck unterhalb der minimalen Hauptspannung des Gebirges liegen, um Fracking auszuschließen. Zur Begrenzung von Strömungsprozessen im Grubengebäude und zur Vermeidung einer Erosion der Barrieren/des Versatzes im restlichen Grubengebäude werden an im Bereich von stark wasserführenden Störungen und Klüften Streckenverschlüsse errichtet und das restliche Grubengebäude mit Versatz verfüllt. Ein Teil der technischen Maßnahmen in den Schächten dient dazu, das Risiko eines unbeabsichtigten menschlichen Eindringens in das Endlager zu reduzieren. 5.3 Typ B(b): Überlagernder ewG Bei der geologischen Situation Typ B (gemäß /AkEnd 2002/) ist das Wirtsgestein hinsichtlich seiner Barrierewirksamkeit kein sicherheitsrelevanter Bestandteil des ewG. Beim Untertyp B(b) ist die Umschließung des Wirtsgesteins durch den ewG nicht vollständig. Wichtig ist entweder eine großräumige horizontale Überlagerung des Wirtsgesteins oder ein teilweiser Einschluss, z. B. in tektonischen Strukturen (Sätteln, aufgewölbtes Deckgebirge über Intrusionen). Deckgebirgsgesteine mit sehr geringer hydraulischer Leitfähigkeit (wie z. B. Salze und Tone) können den ewG bilden. Die Rückhaltung der Radionuklide wird durch den ewG in Kombination mit den redundanten und diversitären Verschlüssen der Tageszugänge gewährleistet. Darüber hinaus wird durch Verfüllung der Grubenräume mit tonigem Verfüllmaterial der Lösungsstrom begrenzt und der Radionuklidtransport verzögert. In diesem Konzept wird dem Behälter selbst keine Einschlussfunktion zugewiesen (s.o.). Es wird also auf eine Kupferhülle verzichtet. Stattdessen werden POLLUX®- Behälter in Strecken eingelagert. Da die hier entwickelten Endlagerkonzepte die Basis für folgende Vorhaben darstellen sollen, dient dieses Konzept zur Bereitstellung eines gänzlich anderen Endlagersystems als in den vorherigen beiden Konzepten. Es ermöglicht den Versuch eines Langzeitsicherheitsnachweises für ein Endlagersystem im Kristallin, das, abgesehen vom vergleichsweise kurzlebigen Behälter, auf eine rein technische Barriere verzichtet. 5.3.1 Zielsetzungen für die Nachverschlussphase Für die Nachverschlussphase werden mit dem Sicherheitskonzept folgende konkrete Zielsetzungen verfolgt: Der langzeitsichere Einschluss der Radionuklide wird durch einen Teil des Deckgebirges mit sehr geringer hydraulischer Leitfähigkeit gewährleistet (ewG). Diese TEC-20-2017-AB 39 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Einlagerungskonzepte 5.3.2 Deckgebirgsschichten müssen tiefer als die zu erwartende größte Tiefe der integritätsverletzenden Auswirkungen exogener Prozesse liegen. Der Lösungszutritt ins Grubengebäude bzw. die Lösungsfreisetzung aus dem Grubengebäude über die Schächte werden durch Schachtverschlüsse mit mehreren redundanten und diversitären Dichtelementen verhindert. Diese behalten während des gesamten Nachweiszeitraums ihre Funktion. Der Lösungsstrom und der Radionuklidtransport sollen durch eine Verfüllung der Grubenräume begrenzt werden. Die Abfallgebinde und (evtl.) der Buffer müssen die Radionuklide für den Zeitraum, bis die Schachtverschlüsse voll wirksam sind, einschließen / zurückhalten. Gasentwicklung und die Gasdruckaufbaurate in den Grubenbauen sollen durch eine entsprechende Auslegung und Materialwahl bei den technischen Komponenten soweit reduziert werden, dass die Funktion der Schachtverschlüsse nicht beeinträchtigt wird. Eine Kritikalität wird durch die Einlagerungsplanung und durch entsprechende Beladung und Auslegung der Einlagerungsbehälter in jeder Phase des Endlagerbetriebs und danach ausgeschlossen. Risiko und Auswirkungen eines unbeabsichtigten menschlichen Eindringens in das Endlager (Human Intrusion) werden durch entsprechende Auslegung des Endlagers nach Möglichkeit reduziert, wenn die dafür zu treffenden Maßnahmen keine negativen Auswirkungen auf die Langzeitsicherheit haben. Planerische Festlegungen Zur Erreichung der oben genannten Zielsetzungen werden entsprechende planerische Festlegungen in Bezug auf die Positionierung und Auslegung der Grubenbaue des Endlagerbergwerks im Kristallingestein und Deckgebirge getroffen sowie verschiedene technische Maßnahmen vorgesehen, die nachfolgend beschrieben sind. Dabei ist zu beachten, dass die Maßnahmen in ihrer Gesamtheit dazu beitragen, die Zielsetzungen des Sicherheitskonzeptes zu erreichen. EwG und Schachtverschlüsse befinden sich in einer Teufenlage > 300 m, die eine negative Beeinflussung durch externe Einwirkungen während des Nachweiszeitraums ausschließt. Das Endlagerbergwerk wird in einer Region errichtet, in der der Teil des Deckgebirges, der als ewG ausgewiesen werden soll, möglichst wenige hydraulisch leitenden Störungen aufweist. Das kristalline Wirtsgestein soll insbesondere in den Einlagerungsbereichen nur wenige hydraulisch leitende Störungen aufweisen. Das aufzufahrende Hohlraumvolumen des Endlagerbergwerks wird so klein wie möglich gehalten, und die Auffahrung erfolgt unter Einsatz gebirgsschonender Verfahren. Auf diese Weise werden die Auswirkungen auf das anstehende Kristallingestein minimiert. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 40 TEC-20-2017-AB Einlagerungskonzepte In Grubenräumen, die stark wasserführende Störungen oder Klüfte aufweisen, wird durch geotechnische Barrieren sichergestellt, dass keine Erosion des Versatzes im restlichen Grubengebäude stattfindet. Ein Teil der technischen Maßnahmen in den Schächten dient dazu, das Risiko eines unbeabsichtigten menschlichen Eindringens in das Endlager zu reduzieren. TEC-20-2017-AB 41 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Einlagerungskonzepte FKZ 02E11112 Abschlussbericht 42 TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter 6 Endlagerbehälter für wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle und ausgediente Brennelemente In den folgenden Kapiteln werden die Endlagerbehälterkonzepte für die drei unterschiedlichen Einlagerungskonzepte vorgestellt. Ziel der Darstellung ist es, auf Basis des Stands von Wissenschaft und Technik plausible Annahmen für Behältertyp, -gewicht, und -maße zu treffen. Dabei können Korrosionsraten und die mechanische Stabilität der Behälter nur durch Analogschlüsse zu publizierten, internationalen Forschungsergebnissen berücksichtigt werden. In zwei Konzepten wird der Endlagerbehälter mit einer korrosionsresistenten, langzeitstabilen Hülle aus Kupfer umgeben. Dies ist als Arbeitshypothese zu verstehen, da das chemische Milieu eines Endlagers in einer Kristallingesteinsformation in Deutschland unbekannt ist. In Tschechien werden dagegen Behälter untersucht, in dem der Innenbehälter aus Edelstahl durch eine Hülle aus Kohlenstoffstahl geschützt wird. Dessen Korrosionsbeständigkeit im anaeroben Milieu ist Gegenstand von Forschung. 6.1 Endlagerbehälter für das modifiziertes KBS-3-Konzept Bei diesem Einlagerungskonzept sollen die ausgedienten Brennelemente und auch alle anderen radioaktiven Abfälle des Abfallmengengerüsts in Brennstabkokillen mit Kupfermantel eingelagert werden. Im schwedischen/finnischen KBS-3-Konzept ist es vorgesehen einen zweischaligen Behälter, der aus einem inneren Stahlbehälter, der die mechanische Stabilität gewährleistet, und einem äußeren 5cm dicken Kupferbehälter (Kupfermantel) besteht /POSIVA 2012d/, einzeln in vertikale Bohrlöcher einzulagern. In der Abbildung 6-1 ist der Behälter des KBS-3-Konzeptes dargestellt /SKB 2010a/. Abbildung 6-1: TEC-20-2017-AB Behälter des KBS-3-Konzeptes mit Nut für die Einlagerungsvorrichtung 43 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Endlagerbehälter Für die Endlagerung radioaktiver Abfälle in tiefen vertikalen Bohrlöchern im Wirtsgestein Salz wurden in Deutschland Brennstabkokillen (BSK) für die direkte Endlagerung von ausgedienten Brennelementen und Triple-Packs für die Endlagerung der Abfälle aus der Wiederaufarbeitung vorgesehen. Ein großer Unterschied zu den Konzepten in Finnland und Schweden besteht für Deutschland darin, dass auch MOX-Brennelemente bei der Einlagerung zu berücksichtigen sind, die eine sehr starke Wärmeentwicklung aufweisen und besondere Anforderungen hinsichtlich der Kritikalitätssicherheit stellen. Unterstellt man analog zum schwedisch/finnischen Konzept eine Grenztemperatur von 100° C an der Behälteroberfläche (s. Kapitel 5), ist eine Einlagerung ganzer MOX-Brennelemente aufgrund ihrer hohen und langsam abklingenden Wärmeleistung nicht möglich /DBETEC 2016/. Die Auswahl der Brennstabkokille als Innenbehälter auch für Kristallingestein ermöglicht einerseits die Verfolgung des Mischkonzepts bei der Beladung (s. Kapitel 4.1) und bietet weiterhin Vorteile bezüglich der Kritikalitätssicherheit auf Grund der dichteren Packung der Brennelemente. Es wird also angenommen, dass als Endlagerbehälter für die vertikale Bohrlochlagerung im kristallinen Wirtsgestein eine Brennstabkokille verwendet werden kann (s. Abbildung 6-2). Diese Kokille wird mit geschmiedetem Kupfer ummantelt. Abbildung 6-2: Brennstabkokille (BSK) Wie man in der Abbildung 6-2 sehen kann ist die Brennstabkokille mit einem Tragpilz für ihre Handhabung ausgestattet. Diesen Tragpilz mit Kupfer anforderungsgerecht zu ummanteln und die Kokille dann noch mit dem vorgesehenen Greifer zu handhaben, kann nicht als technisch machbar eingestuft werden. Zu viele Zweifel bestehen an der Machbarkeit der passgenauen Fertigung der Form in Kupfer und der beschädigungslosen Handhabbarkeit des kupfernen Tragpilzes. Diese Zweifel können in diesem Vorhaben nicht ausgeräumt werden. Die Brennstabkokille sollte demnach analog zu dem Kopf des Behälters im KBS-3-Konzept (s. Abbildung 6-1) gestaltet sein. Der Greifer der Einlagerungsvorrichtung muss in diesem Fall so überarbeitet werden, dass er in den Spalt auf der Innenseite des Deckels greifen kann. Die mit Kupfer ummantelte Brennstabkokille (BSK-Cu) ist als Endlagerbehälter sowohl für die Brennstäbe von ausgedienten Brennelementen aus den Leistungsreaktoren, für die ausgedienten Brennelemente aus den Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken, den radioaktiven FKZ 02E11112 Abschlussbericht 44 TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter Abfällen aus der Wiederaufarbeitung und den kompaktierten Brennelementstrukturteilen von ausgedienten Brennelementen aus den Leistungsreaktoren vorgesehen. Die Beladung der BSK-Cu mit den Brennstäben der ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren sowie für die CSD-V wurde mittels thermischer Berechnungen ermittelt /DBETEC 2016/. Die Beladung der BSK-Cu mit Brennelementen/Brennstäben aus Versuchs- und PrototypKernkraftwerken und Forschungsreaktoren erfolgte ausschließlich unter geometrischen Gesichtspunkten. Eine mögliche Kritikalität der Brennelemente wurde nicht berücksichtigt, die verdichtete Packung der Brennstäbe weist jedoch deutliche Vorteile gegenüber dem ursprünglichen KBS-3-Konzept auf. Auf Grund der Unsicherheit bezüglich der Kritikalität ist die Beladung mit diesen Brennelementen/Brennstäben als vorläufig anzusehen /Dörr 2011/. Die BSK-Cu kann mit der folgenden Anzahl an Brennelementen bzw. Kokillen beladen werden: Die Beladung berücksichtigt eine Grenztemperatur von 100° C an der Behälteroberfläche. die Brennstäbe aus 1,8 DWR-Brennelementen, 5,4 SWR-Brennelementen oder 15,25 WWER-Brennelementen, 3 CSD-B oder 3 CSD-C, 2 CSD-V, eine unterschiedliche Anzahl an Brennelementen aus den Versuchs- und PrototypKernkraftwerken und Forschungsreaktoren, kompaktierte Strukturteile von den Brennelementen aus den Leistungsreaktoren. In der Tabelle 6-1 sind die wichtigsten Daten der BSK-Cu zusammengestellt. Tabelle 6-1: Endlagerbehälter Abmessungen und Masse der BSK-Cu Länge/Höhe BSK-Cu [mm] 5.080 Durchmesser (Deckel) [mm] Durchmesser (Körper) [mm] Abfallgebinde-volumen [m³] 540 530 1,12 Max. Abfallgebindemasse [Mg] 9,8 Die Massen und Volumina wurden ungefähr abgeschätzt mittels der Abmessungen der Brennstabkokille (s. Abbildung 6-2), einem insgesamt 5 cm dicken Kupfermantel und der Dichte für Kupfer. Dies ergibt eine Masse von ca. 4,5 Mg an Kupfer pro Behälter. Da es sich bei der BSK-Cu um einen nicht abgeschirmten Behälter handelt, muss ein Transferbehälter für den Transport und die Handhabung verwendet werden. Für die BSK-3 wurde ein Transferbehälter ausgelegt. Im Rahmen dieses Vorhabens wird davon ausgegangen, dass ein Transferbehälter für die BSK-Cu dieselben Abmessungen (Länge und Durchmesser außen) besitzt wie der Transferbehälter der BSK. Denn das Kupfer der BSK-Cu hat eine höhere Dichte als der Gusswerkstoff des Transferbehälters und damit eine mindestens so gute Abschirmwirkung, wie die äquivalente Schicht an Gusswerkstoff. Der Innenraum des Transferbehälters vergrößert sich also, ohne dass sich seine Außenmaße verändern. Eine konstruktive Auslegung des Transferbehälters findet in diesem Vorhaben nicht statt. In der Tabelle 6-2 sind die wichtigsten Daten des Transferbehälters zusammengestellt. TEC-20-2017-AB 45 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Endlagerbehälter Tabelle 6-2: Abmessungen und Masse des Transferbehälters Länge/Höhe Transferbehälter 6.2 [mm] 5.570 Durchmesser [mm] 1.305 AbfallgebindeMax. volumen Abfallgebindemasse [m³] [Mg] 7,4 Ca. 52 Endlagerbehälter für das Konzept "multipler ewG" Bei dem Konzept "multipler ewG" ist es vorgesehen, die ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren und die radioaktiven Abfälle aus der Wiederaufarbeitung in rückholbaren Kokillen in vertikale Bohrlöcher einzulagern. Die ausgedienten Brennelemente aus den Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren sollen bei diesem Konzept in CASTOR®-Behältern in Strecken eingelagert werden. Da bei diesem Konzept der langzeitsichere Einschluss des radioaktiven Inventars nicht ausschließlich durch den Behälter, sondern insbesondere durch das Wirtsgestein in Kombination mit den technischen/geotechnischen Barrieren gewährleistet wird, sind die Behälter nur mit einer 5 mm dicken Kupferschicht zu ummanteln (s. Kapitel 5.2). 6.2.1 Rückholbare Kokille mit einer 5 mm dicken Kupferummantelungen (BSK-RCu) Für dieses Konzept soll eine rückholbare Kokille nach /GRS 2012a/ verwendet werden, die mit einer Kupferschicht von 5 mm ummantelt wird. Es ist ggf. auch möglich die Kupferschicht mittels des Coating- Verfahrens auf die rückholbare Kokille aufzutragen (s. Kapitel 6.3). Gerade aufgrund der konischen Form der rückholbaren Kokille und der in diesem Einlagerungskonzept deutlich geringeren Kupferdicke, kann das Coating Verfahren im Vergleich zu z. B. Schmiede- oder Ziehverfahren als vielversprechend gelten, um die Kupferschicht der rückholbaren Kokille aufzutragen. Durch die Auswahl des Einlagerungskonzepts in Kapitel 5.2 ändern sich die Anforderungen an das Abfallgebinde in Bezug auf die Rückholung. Auf Grund der Verfüllung des Bohrlochs mit Sand wurde ein Behälterlayout gewählt, das erlaubt, das Abfallgebinde mit möglichst geringem Widerstand aus der Sandverfüllung herauszuziehen. Die rückholbare Brennstabkokille (BSK-R) ist dafür konisch ausgeführt. Ihre Wandstärke beträgt am unteren Ende 19,5 mm und am oberen Ende 44,5 mm. Zur Handhabung der BSK-R weist der Schweißdeckel einen Tragpilz auf. Zusätzlich ist der Kopf der Kokille mit einer Steigung von ca. 20 ° ausgeführt, um bei der Befüllung der Verrohrung oder Rückholung aus der Verrohrung ein Abfließen des Versatzes um den Tragpilz herum zu erleichtern. Dieses Behälterkonzept wurde in Einlagerungskonzepten in den Wirtsgesteinen Salz verwendet, in denen die Kokillen in verrohrten Bohrlöchern eingelagert werden, die wiederum im Ringraum zwischen Kokillen und Bohrlochliner und zwischen den gestapelten Kokillen mit Sand versetzt sind. In der Abbildung 6-3 ist die rückholbare Brennstabkokille schematisch dargestellt /GRS 2012a/. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 46 TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter Abbildung 6-3: Rückholbare Kokille für die vertikale Bohrlochlagerung im Wirtsgestein Salz in Deutschland Bezüglich der Ausformung des Tragpilzes der BSK-RCu gilt wie in Kapitel 6.1, dass er durch den Kopf des Behälters im KBS-3-Konzept (s. Abbildung 6-1) ersetzt werden sollte. Die Beladung der BSK-Cu im modifizierten KBS-3-Konzept mit den Brennstäben der ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren sowie für die CSD-V wurde mittels thermischer Berechnungen ermittelt /DBETEC 2016/. Die BSK-RCu ist identisch beladen und kann demnach auch mit der folgenden Anzahl an Brennelementen bzw. Kokillen beladen werden: die Brennstäbe aus 1,8 DWR-Brennelementen, 5,4 SWR-Brennelementen oder 15,25 WWER-Brennelementen, 3 CSD-B oder 3 CSD-C, 2 CSD-V, kompaktierte Strukturteile von den Brennelementen aus den Leistungsreaktoren. In der Tabelle 6-3 sind die wichtigsten Daten der BSK-RCu zusammengestellt. Tabelle 6-3: Endlagerbehälter Abmessungen und Masse der BSK-Cu Länge/Höhe Durchmesser oben [mm] Durchmesser unten [mm] Abfallgebinde-volumen [m³] 530 480 1,02 [mm] BSKRCu 5.070 Max. Abfallgebindemasse [Mg] 5,7 Die Massen und Volumina wurden abgeschätzt mittels der Abmessungen der rückholbaren Kokille (siehe Abbildung 6-3), einem insgesamt 5 mm dicken Kupfermantel und der Dichte für Kupfer. Dies ergibt eine Masse von 400 kg an Kupfer pro Behälter. TEC-20-2017-AB 47 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Endlagerbehälter Auch bei der BSK-RCu handelt es sich um einen nicht hinreichend abgeschirmten Behälter für dessen Handhabung und Transport ein Transferbehälter genutzt werden muss. Bezüglich des Transferbehälters gelten die entsprechenden Aussagen im Kapitel 6.1, allerdings ist zu beachten, dass durch die geringere Stärke des Kupfermantels der Körper des Transferbehälter weniger an Stärke verliert als im modifizierten KBS-3-Konzept. 6.2.2 CASTOR®-Behälter Die Brennelemente/Brennstäbe aus den Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren sollen wie bei der Streckenlagerung in CASTOR®-Behältern der Typen THTR/AVR, KNK und MTR 2 endgelagert werden. Die CASTOR®-Behältern haben eine Zulassung für den Transport und die Zwischenlagerung von ausgedienten Brennelementen. Der Eignungsnachweis solcher Behälter für die Endlagerung ist noch zu erbringen. Für die Endlagerkonzeptplanung im Rahmen dieses Vorhabens wird angenommen, dass dies möglich ist. Des Weiteren wurde die Beladung nicht im Hinblick auf eine spätere Kritikalität im Endlager geprüft. Deshalb ist die Beladung als vorläufig anzusehen. Die CASTOR®-Behälter werden ebenfalls mit einem 5 mm starken Kupferbehälter umgeben. Dies ist unter Berücksichtigung der Tagzapfen nicht möglich, weshalb diese entfernt werden müssen. Die Handhabbarkeit solcher Abfallgebinde ohne Tragzapfen wurde für die Rückholung bereits untersucht. Weitere Forschung beschäftigt sich zurzeit mit der Anwendbarkeit der entsprechenden Vorrichtungen zur Einlagerung /Herold 2016b/. Es bestehen aber keine grundsätzlichen Zweifel an der Machbarkeit der Handhabung von Abfallgebinden ohne Tragzapfen. CASTOR® THTR/AVR, CASTOR® KNK Die CASTOR®-Behälter der Typen THTR/AVR und KNK /Dörr 2011/ bestehen aus einem zylindrischen Grundkörper aus Gusseisen mit Kugelgraphit (Werkstoff 0.7040) und aus zwei übereinanderliegenden, einzeln abgedichteten Deckeln (Primär- und Sekundärdeckel) aus Gusseisen bzw. aus unlegiertem Baustahl (Werkstoff St 52-3 oder TSt E355). Zum Schutz des Deckelsystems vor Staub, Feuchtigkeit und mechanischen Einwirkungen, beispielsweise bei der Handhabung, kann der CASTOR®-Behälter mit einer Schutzplatte aus Kohlenstoffstahl (St 52-3) versehen werden. Zur Handhabung wird die deckel- und bodenseitige Mantelfläche der Behälter jeweils mit zwei Tragzapfen ausgerüstet. Diese müssen für die Ummantelung mit Kupfer entfernt werden. Die dichte Umschließung wird vom Behälterkörper, dem Primärdeckel mit Verschraubung und Metalldichtring und der Verschlusskappe im Primärdeckel einschließlich deren Metalldichtring und Verschraubung gebildet oder von dem Behälterkörper und dem Sekundärdeckel mit Metalldichtring und Verschraubung sowie den im Sekundärdeckel vorhanden Verschlüssen (Verschlussklappe und Blindflansch oder Druckschalter) einschließlich deren Metalldichtring und Verschraubung. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 48 TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter Der CASTOR® THTR/AVR enthält einen zylindrischen Innenraum zur Aufnahme einer Stahlkanne mit etwa 2.100 THTR-Brennelementen oder zur Aufnahme von zwei Stahlkannen mit insgesamt 1.900 AVR-Brennelementen. Beim CASTOR® KNK befindet sich im Behälterschachtraum ein Tragkorb, der jeweils neun verschweißte Büchsen mit bestrahlten und unbestrahlten Kernbrennstoffen aufnimmt. Es existieren zwei Tragkorbvarianten. Die Variante 1 nimmt neun Büchsen vom Typ Phenix, die Variante 2 nimmt acht Büchsen vom Typ Phenix und in einer zentralen Tragkorbposition eine Büchse vom Typ OH auf. Die Phenix-Büchsen enthalten Kernbrennstoffe aus der Kompakten Natriumgekühlten Kernreaktoranlage KNK II (33 Stück) oder Kernbrennstoffe aus Nuklearexperimenten (2 Stück: Mol-1 und Mol-2). In einer OH-Büchse sind Kernbrennstoffe aus dem Nuklearschiff Otto-Hahn verpackt /WTI 2006/. Abbildung 6-4 zeigt die schematische Darstellung eines CASTOR® THTR/AVR (links) und eines CASTOR® KNK (rechts) Abbildung 6-4: TEC-20-2017-AB ® CASTOR THTR/AVR mit zwei Stalkannen für AVR-BE und einer Stahlkanne ® für THTR-BE (links) und CASTOR KNK mit Phenix-Büchsen (rechts) 49 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Endlagerbehälter CASTOR® MTR 2 Der CASTOR® MTR 2 /Dörr 2011/ besteht aus einem einteiligen, dickwandigen zylindrischen Behälterkörper mit Boden aus Gusseisen mit Kugelgraphit (Werkstoff 0.7040). Am oberen Zylinderende sind der Primärdeckel (Werkstoff 1.0566 oder 1.4313) und der Sekundärdeckel (Werkstoff 1.0566) angeordnet. Die dichte Umschließung wird gebildet durch den Behälterkörper und den Primärdeckel mit seinem Verschlussdeckel und den zugehörigen Metalldichtungen und Verschraubungen bzw. alternativ durch den Sekundärdeckel mit seinem Verschlussdeckel und dem Druckschalter oder Blindflansch mit zugehörigen Verschraubungen und Metalldichtungen. Im Behälterinneren ist einer von sechs möglichen Tragkörben angeordnet. Abbildung 6-5 zeigt eine schematische Darstellung eines CASTOR® MTR 2. Es sind verschiedene Beladevarianten mit Brennelementen aus verschiedenen Forschungsreaktoren zulässig, darunter die des Rossendorfer Forschungsreaktors (RFR), des Forschungsreaktors München (FRM II), des Forschungsreaktors Berlin (BER II) und des Forschungsreaktors Mainz (FRMZ). Abbildung 6-5: ® CASTOR MTR 2 In der Tabelle 6-4 sind die wichtigsten Daten der CASTOR®-Behälter der Typen THTR/AVR, KNK und MTR 2 zusammengestellt. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 50 TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter Tabelle 6-4: ® Abmessungen und Masse der CASTOR -Behälter für die ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren Endlagerbehälter Länge/Höhe ® CASTOR THTR/AVR-Cu CASTOR® KNK-Cu CASTOR® MTR-Cu [mm] 2.794 Durchmesser [mm] 1.390 2.794 1.641 1.390 1.440 AbfallgebindeMax. volumen Abfallgebindemasse [m³] [Mg] 4,24 26,7 4,24 2,67 26,7 16,5 Die Massen und Volumina wurden abgeschätzt mittels der Abmessungen der CASTOR®Behälter (siehe Abbildung 6-4 und Abbildung 6-5), einem insgesamt 5 mm dicken Kupfermantel und der Dichte für Kupfer. Dies ergibt eine Masse von 700 kg an Kupfer pro CASTOR® THTR/AVR und KNK und von 500 kg an Kupfer pro CASTOR® MTR 2. 6.3 Coating Verfahren Es wäre grundsätzlich auch möglich, Kupferschichten mittels des Coating Verfahrens direkt auf den Stahlinnenbehälter (die BSK) aufzutragen, anstatt einen geschmiedeten Kupferbehälter zu verwenden. Bei diesem Verfahren wird Kupfer mittels Galvanisierung oder Kältespray-Verfahren direkt auf die Oberfläche des Behälters aufgebracht. Es wurden dabei Schichtdicken von 3 mm erreicht. Diese Schichtdicke wird in Kanada als ausreichend abgeschätzt, um die Korrosion der Behälter unter den dort vorherrschenden Bedingungen und dem dort vorliegenden chemischen Milieu im Endlager soweit zu behindern, dass die Einschlusswirksamkeit für 106 Jahre nachweisbar ist /Keech 2014/. Das Coating Verfahren ist jedoch eine noch sehr junge Technologie und kann schon allein deswegen nicht abschließend bewertet werden. 6.4 Endlagerbehälter für das Konzept des überlagernden ewG Bei diesem Konzept ist es vorgesehen, die ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren und die radioaktiven Abfälle aus der Wiederaufarbeitung in POLLUX®-Behälter und die ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren in CASTOR®-Behältern einzulagern. Die kompaktierten Strukturteile von ausgedienten Brennelementen aus den Leistungsreaktoren werden in Gussbehälter Typ II (MOSAIK®-Behälter) verpackt. Auf einen langzeitstabilen Korrosionsschutz wird verzichtet. 6.4.1 POLLUX®-Behälter Für die Streckenlagerung im Salz wurde der POLLUX®-10 ausgelegt. Dieser Behälter ist für eine Auslegungstemperatur von 200 °C vorgesehen. Die Auslegungstemperatur im kristalliTEC-20-2017-AB 51 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Endlagerbehälter nen Wirtsgestein wird für dieses Einlagerungskonzept mit 100° C angenommen. Aus diesem Grund kann der POLLUX®-10 nicht für die Einlagerung der ausgedienten Brennelemente berücksichtigt werden. Für Tonstein mit einer Auslegungstemperatur von 100° C wurde in der Vergangenheit ein POLLUX®-3 betrachtet /Pöhler 2010/. Entsprechende Auslegungsrechnungen zur Verwendung des POLLUX®-3 werden in Kapitel 10.1 vorgestellt. Der POLLUX® 3-Behälter besteht aus einem Innen- und einem Außenbehälter. Der Innenbehälter hat eine Wandstärke von 160 mm und wird durch einen geschraubten Primärdeckel und einen geschweißten Sekundärdeckel dicht verschlossen. Innenbehälter, Primär- und Sekundärdeckel bestehen aus Feinkornbaustahl (15MnNi6.3). Der äußere Abschirmbehälter hat eine Wandstärke von ca. 270 mm und wird mit einem verschraubten Außendeckel verschlossen. Dieser Abschirmbehälter hat keine Dichtfunktion zu übernehmen und besteht wie der Außendeckel aus Sphäroguss (GGG40, Werkstoff EN-GJS-400-15U (0.7040)). Im Mantel sind in radial verteilten Bohrungen Stäbe aus Polyethylen zur Neutronenmoderation eingesetzt. Der POLLUX®-3-Behälter soll in zwei Varianten genutzt werden, die entweder die Brennstäbe von 3 Brennelementen oder 3 CSD-V-Kokillen enthalten /Pöhler 2010/. Der Innenraum des POLLUX® 3-BE ist in 5 Kammern unterteilt, in die je eine Brennstabbüchse mit den gezogenen Brennstäben der Brennelemente eingesetzt wird. Der POLLUX ®3-BE kann die Brennstäbe von bis zu 3 DWR-BE (entsprechend 9 SWR-BE oder 7,5 WWER-BE) aufnehmen. Der Außendurchmesser des Behälters wurde mit 1.200 mm und die Länge mit 5.460 mm angenommen Die Masse beträgt etwa 38 Mg /Pöhler 2010/. Abbildung 6-6: ® Skizze eines POLLUX 3-BE Der POLLUX® 3-CSD-V unterscheidet sich durch einen etwas größeren Durchmesser (1300 mm) und 3 Tragkörbe für die Aufnahme von CSD-V im Innenraum. Die als Primärbehälter für die Abfälle aus der Wiederaufarbeitung verwendeten CSD-Kokillen haben eine Länge von 1338 mm, einen Durchmesser von 430 mm, eine Wandstärke von 5 mm und werden aus dem Edelstahl Z 15 CN 24.13 (= Werkstoff 1.4833) gefertigt. Für die Endlagerung von schwach wärmeentwickelnden, schwach- und mittelradioaktiven Abfällen aus der Wiederaufarbeitung (CSD-C, CSD-B) wurde auf das entsprechende Behälterkonzept (POLLUX®-9) für Salz zurückgegriffen /GRS 2011b/. Der POLLUX® 9 hat eine FKZ 02E11112 Abschlussbericht 52 TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter Länge von 5.517 mm, einen Durchmesser von 1.560 mm, ein Abfallgebindevolumen von 10,55 m3 und eine max. Abfallgebindemasse von 65 Mg. Er besteht aus einem Innen- und einem Außenbehälter. Der Innenbehälter ist, wie der Primär- und Sekundärdeckel, aus Feinkornbaustahl (Werkstoff Stahl 15MnNi6.3 (1.6210)) gefertigt und hat eine Wandstärke von 160 mm. Er wird durch einen geschraubten Primärdeckel und einen geschweißten Sekundärdeckel dicht verschlossen. Der Innenraum ist in Tragkörbe unterteilt, die in drei Ebenen jeweils drei CSD-C oder CSD-B-Kokillen übereinander aufnehmen. Der Außenbehälter ist aus Sphäroguss (Werkstoff EN-GJS-400-15U (0.7040)) hergestellt und hat eine Wandstärke von ca. 270 mm. Da er keine Dichtfunktion zu übernehmen hat, wird er mit einem verschraubten Deckel verschlossen. Im Mantel sind in radial verteilten Bohrungen Stäbe aus Polyethylen (Hostalen oder Lupolen) zur Verringerung der Neutronendosisleistung eingesetzt. Zur Handhabung sind am Behälterkörper oben und unten Tragzapfen aus Edelstahl (1.4313) X5CrNi13.4 und zur Wärmeabfuhr Kühlrippen aus Aluminium (EN AW 6060) angebracht. Abbildung 6-7: ®- Technische Zeichnung eines POLLUX 9 Behälters In der Tabelle 6-5 sind die wichtigsten Daten der POLLUX®-Behälter zusammengestellt. TEC-20-2017-AB 53 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Endlagerbehälter Tabelle 6-5: ® Abmessungen und Masse der POLLUX -Behälter Endlagerbehälter ® POLLUX -3-BE POLLUX®-3-CSD-V POLLUX®-9 6.4.2 Länge/Höhe [mm] 5.460 5.460 5.517 Durchmesser [mm] 1.200 1.200 1.560 AbfallgebindeMax. volumen Abfallgebindemasse [m³] [Mg] 6,18 38 6,18 38 10,55 65 CASTOR®-Behälter Für die ausgedienten Brennelemente der Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerke und Forschungsreaktoren sind die in Kapitel 6.2.2 beschriebenen CASTOR®-Behälter-Typen ohne Kupferummantelung vorgesehen. In der Tabelle 6-6 sind die wichtigsten Daten der CASTOR®-Behälter ohne Kupferummantelung zusammengestellt. Tabelle 6-6: Endlagerbehälter ® CASTOR THTR/AVR CASTOR® KNK CASTOR® MTR 6.4.3 ® Abmessungen und Masse der CASTOR -Behälter ohne Kupfer für die ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren Länge/Höhe [mm] 2.784 2.784 1.631 Durchmesser [mm] 1.338 1.338 1.430 AbfallgebindeMax. volumen Abfallgebindemasse [m³] [Mg] 4,16 26 4,16 26 2,62 16 Gussbehälter Typ II (MOSAIK®-Behälter) Beim Gussbehälter handelt es sich um einen zylindrischen dickwandigen Behälter aus Gusswerkstoff (z. B. GGG 40). Es können Behälter mit eingesetzten oder aufliegenden Deckeln bzw. mit unterschiedlichen angeordneten und ausgebildeten Öffnungen im Kopfbereich verwendet werden. Gussbehälter werden mit Deckeln verschlossen, die ebenfalls aus Gusswerkstoff hergestellt und mit dem Behälterkörper zu verschrauben und/oder zu verschweißen sind. In den Deckeln können zusätzliche Öffnungen vorhanden sein. Zwischen Behälterkörper und Deckel befindet sich eine Dichtung. Für die Handhabung müssen entsprechende Anschlagmöglichkeiten an den Gussbehältern vorhanden sein /GRS 2011b/. Bei Bedarf ist die Verwendung von zusätzlichen Innenauskleidungen in den Endlagerbehältern möglich. Innenauskleidungen werden überwiegend aus Blei hergestellt. Die Verwendung anderer Materialien ist möglich. Derartige Auskleidungen müssen deklariert werden. Abbildung 6-8 zeigt die schematische Darstellung eines Gussbehälters Typ II. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 54 TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter Abbildung 6-8: Gussbehälter Typ II In der Tabelle 6-7 sind die wichtigsten Daten der Gussbehälter Typ II zusammengestellt. Tabelle 6-7: Abmessungen und Masse des Gussbehälter Typ II-Cu Endlagerbehälter Länge/Höhe Gussbehälter Typ II [mm] 1.500 6.5 Durchmesser [mm] 1.060 AbfallgebindeMax. volumen Abfallgebindemasse [m³] [Mg] 1,3 10 Anzahl der Abfallgebinde mit Gesamtmasse/-volumina Auf Basis des in den Kapiteln 6.1, 6.2 und 6.4 dargestellten Mengengerüstes wurde die Anzahl der entsprechenden Abfallgebinde für die jeweiligen Einlagerungsvarianten wie in Tabelle 6-8 bis Tabelle 6-10 dargestellt abgeschätzt. Tabelle 6-11 bis Tabelle 6-13 enthalten die dazugehörigen Daten über die Gesamtmassen und -volumina der Abfallgebinde für die jeweilige Einlagerungsvariante TEC-20-2017-AB 55 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Endlagerbehälter Tabelle 6-8: Anzahl der Endlagerbehälter für das modifizierte KBS-3-Konzept Abfallart Ausgediente Brennelemente aus Leistungsreaktoren Ausgediente Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren CSD-V CSD-B CSD-C Brennelement-Strukturteile FKZ 02E11112 Abschlussbericht Endlagerbehälter Bezeichnung Anzahl 7.767 2.889 332 10.988 152 305 DWR SWR WWER Summe AVR THTR 300 KNK Otto-Hahn BER II FRM II FRMZ RFR Summe AREVA-NC Sellafield Ltd. VEK Summe AREVA-NC AREVA-NC 5 BSK-Cu 56 26 30 1 10 529 1.512 283 70 1.865 47 1.368 874 TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter Tabelle 6-9: Anzahl der Endlagerbehälter für das Konzept "multipler ewG" Abfallart Ausgediente Brennelemente aus Leistungsreaktoren Ausgediente Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren CSD-V CSD-B CSD-C Brennelement-Strukturteile TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter Bezeichnung Anzahl 7.767 2.889 BSK-RCu 332 10.988 152 CASTOR® THTR/AVR-Cu 305 DWR SWR WWER Summe AVR THTR 300 KNK Otto-Hahn BER II FRM II FRMZ RFR Summe AREVA-NC Sellafield Ltd. VEK Summe AREVA-NC AREVA-NC CASTOR® KNK-Cu CASTOR® MTR 2-Cu CASTOR®-Cu BSK-RCu 57 4 20 30 1 18 530 1.512 283 70 1.865 47 1.368 874 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Endlagerbehälter Tabelle 6-10: Anzahl der Endlagerbehälter für das Konzept "überlagernder ewG" Abfallart Ausgediente Brennelemente aus Leistungsreaktoren Ausgediente Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren CSD-V CSD-B CSD-C Brennelement-Strukturteile Tabelle 6-11: DWR SWR WWER Summe AVR THTR 300 KNK Otto-Hahn BER II FRM II FRMZ RFR Summe AREVA-NC Sellafield Ltd. VEK Summe AREVA-NC AREVA-NC CASTOR® MTR 2 CASTOR® POLLUX®3-CSD-V POLLUX®-9 4 20 30 1 18 530 1.008 189 47 1.244 16 456 2.620 Gesamtmasse und -volumen der Endlagerbehälter für das modifizierte KBS3-Konzept Anzahl BSK-Cu 15.671 Gesamtvolumen [m³] 22.410 Gesamtmasse [Mg] 147.308 Gesamtmasse und -volumen der Endlagerbehälter für das Konzept "multipler ewG" Abfallgebinde Anzahl BSK-RCu CASTOR®-Cu 15.142 530 FKZ 02E11112 Abschlussbericht CASTOR® KNK Gussbehälter Typ II Abfallgebinde Tabelle 6-12: Endlagerbehälter Bezeichnung Anzahl 4.660 1.734 POLLUX®3-BE 674 7.068 152 CASTOR® THTR/AVR 305 Gesamtvolumen [m³] 15.445 2.139 58 Gesamtmasse [Mg] 86.310 13.448 TEC-20-2017-AB Endlagerbehälter Tabelle 6-13: Gesamtmasse und -volumen "überlagernder ewG" Abfallgebinde POLLUX®-3-BE CASTOR® POLLUX®3-CSD-V POLLUX®9 Gussbehälter Typ II TEC-20-2017-AB Anzahl der Endlagerbehälter Gesamtvolumen [m³] 43.680 2.099 9.181 4.980 3.406 7.068 530 1.244 472 2.620 59 für das Konzept Gesamtmasse [Mg] 268.584 13.090 47.272 30.680 26.200 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Endlagerbehälter FKZ 02E11112 Abschlussbericht 60 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik 7 Standsicherheit und Vortriebstechnik 7.1 Felsklassifikation Standortmodelle für die Geologie eines Endlagers im Kristallingestein oder Parameter für die Gesteine eines solchen Endlagers liegen für Deutschland nicht vor (s. Kapitel 2). Gewisse Anhaltspunkte für das Erarbeiten und die Diskussion technischer Festlegungen sind aber natürlich notwendig. Dafür bieten sich, in Ermangelung von Erkenntnissen aus Deutschland, die gut erkundeten Kristallingesteine von Grimsel, Äspö und Onkalo an. Die in diesen Laboren ermittelten Parameter können Größenordnungen liefern, anhand derer die bergtechnischen Maßnahmen und Geräte auswählbar sind, die für ein deutsches Endlager im Kristallingestein – standortunabhängig – in Frage kommen könnten. Die einzelnen Gesteinstypen (Granitoide, Gneise, Aplit u. a.) sind nach /Bräuer 1994/ auch in deutschen Kristallinvorkommen anzutreffen. Grundsätzlich interessieren bezogen auf bergtechnische Fragestellungen Parameter, die die Auffahrungstechnik und die Ausbautechnik aller Grubenräume, inklusive der von Schächten und/oder Tagesstrecken betreffen. Der wesentliche Parameter zur Betrachtung des Stands der Auffahrungstechnik ist die einaxiale Druckfestigkeit des Gesteins (s. Tabelle 7-1). An zweiter Stelle steht die Abrasivität des Gesteins, die bei Kristallingesteinen auf Grund des hohen Quarzanteils in der Regel stark ausgeprägt ist. Weitere Parameter wie z. B. Duktilität, Plastizität, Korngröße usw. betreffen die Auslegung von Vortriebsmaschinen in einem Detailgrad, der über die Ziele dieses Vorhabens hinausgeht. Tabelle 7-1: Einaxiale Druckfestigkeiten der untersuchten Gesteine in Grimsel, Äspö und Onkalo (s. Kapitel 2) Gestein Zentraler Aaregranit Granodiorit Aplit Lamprophyr Diorit Gneis Pegmatitischer Granit Einax. Druckf. (MPa) 169,1 ± 37,1 116,9 ± 47,9 225,6 ± 45,4 127,0 ± 31,8 211 ± 23,3 108 ± 26 102 ± 27 Herkunft Grimsel Äspö Onkalo Die Vortriebstechnik ist demnach im Wirtsgestein für hoch abrasives Hartgestein mit einaxialen Druckfestigkeiten von ca. 100 bis ca. 271 MPa auszulegen. Druckfestigkeiten oberhalb von 200 MPa werden eher als Ausnahme betrachtet, da nur die Druckfestigkeiten von Diorit und Aplit deutlich darüber liegen können. In Hinblick auf die Auffahrung von Schächten und Rampen muss sehr wahrscheinlich auch eine sedimentäre Überdeckung berücksichtigt werden. Diese stellt aber keine Besonderheit eines Endlagers im Kristallin dar. Ihre Durchörterung wird deshalb im Folgenden nur der Vollständigkeit halber kurz beschrieben. TEC-20-2017-AB 61 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik Zur Beurteilung des Gebirges zur Auslegung von Ausbausystemen sind einerseits die Parameter des intakten Gesteins zu betrachten, andererseits ist eine Beschreibung des Kluftsystems notwendig. Zu diesem Zweck bieten sich verschiedene Klassifizierungssysteme (Rock mass classification schemes) für Hartgestein an (RQD, RMR, Q-System /Maidl 2014/). Alle diese Systeme basieren darauf, einzelne Gesteinsparameter oder Parametergruppen so in einer Formel zusammenzufassen, dass sich die „Gesteinsqualität“ mit Hilfe eines einzelnen Wertes ausdrücken lässt. Von diesem soll dann das passende Ausbausystem abgeleitet werden können. Für dieses Vorhaben ist dieser Ansatz allerdings in doppelter Hinsicht zunächst problematisch, da erstens die notwendigen Parameter für deutsche Kristallinvorkommen fehlen und zweitens erhebliche wissenschaftliche Zweifel an den postulierten Zusammenhängen zwischen errechnetem Wert und tatsächlichem Gebirgsverhalten bestehen /Anagnostou 2012/. Andererseits finden diese Klassifizierungssysteme in der Bergbau- und Tunnelbaupraxis regelmäßige Anwendung ohne Nachteile in Hinblick auf die Betriebssicherheit in Kauf nehmen zu müssen. Sie werden dabei allerdings durch weitere analytische Verfahren ergänzt, da sie nicht in der Lage sind, jede geomechanische Problemstellung abzubilden. Die folgende Aussage scheint eine vernünftige Schlussfolgerung darzustellen und unterstützt die prinzipielle Anwendung im Vorhaben KONEKD: „Rock mass classification schemes are a valuable aid for assessing the likely impact of rock behavior on other aspects of a mining venture – they are particularly useful for initial scoping studies. “ /Seedsman 2011/ Die Hohlraumstabilität ist nach /BGR 2007 und /Endlagerkommission 2016/ ein Kriterium zur Beurteilung der Eignung von Gesteinen für die Funktion eines Wirtsgesteins in einem Endlager. Im Kristallingestein kann diese innerhalb einer Bandbreite von gering bis hoch vorkommen, wobei natürlich eine hohe Hohlraumstabilität als ausgesprochen vorteilhaft gelten kann. Diese schlüge sich in günstigen Voraussetzungen für die Gewährleistung der Betriebssicherheit, geringem Ausbauaufwand und damit weniger Fremdmaterial im Endlager in Hinblick auf die Langzeitsicherheit nieder. Auch in /Endlagerkommission 2016/ werden günstige gebirgsmechanische Voraussetzungen als geowissenschaftliches Abwägungskriterium angeführt. Es ist also plausibel, grundsätzlich eine vorteilhafte Standfestigkeit für das Wirtsgesteim Kristallin anzunehmen, da nachteilige Eigenschaften in Bezug auf die Hohlraumstabilität die Eignungsbeurteilung eines Standorts zur Endlagerung negativ beeinflussen würden. Ungeachtet fehlender Parameter wird mindestens gute Standfestigkeit des Wirtsgesteins eines Endlagers im Kristallin vorausgesetzt. Das entspricht einer Q-System Wertung von 10 (good) bis 100 (exceptionally good). Auf dieser Basis kann sich im Folgenden an den Empfehlungen des Q-Systems für den Ausbau dieser Gesteinsqualitäten orientiert werden. Da unter Umständen trotzdem Gebirgsbereiche durchörtert werden müssen, die geringere Hohlraumstabilitäten aufweisen, werden entsprechende zusätzliche Ausbaumaßahmen ebenfalls beschrieben. Für zukünftige, auf ein Genehmigungsverfahren eines Endlagers ausgerichtete Klassifizierungen der Gesteinsqualität des Wirtsgesteins in Deutschland muss DIN 18312 FKZ 02E11112 Abschlussbericht 62 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik berücksichtigt werden. Für den aktuellen Stand der Arbeiten bieten die dort definierten Vortriebsklassen keinen Mehrwert, da sie keine Ausbauarten spezifizieren, sondern deren genaue Festlegung dem Ausführenden überlassen. Die ebenfalls geforderte Einteilung des Gebirges in Homogenbereiche mit vergleichbaren geotechnischen Eigenschaften wird durch die Anwendung des Q-Systems berücksichtigt. SKB nutzt ein eigenes Verfahren zur Gebirgsklassifikation und gibt zusätzlich die jeweiligen äquivalenten Klassen des Q-Systems an (s. Abbildung 7-1). Die Modellierung des Gebirges am Standort Forsmark lässt auch das Aufstellen einer Verteilung dieser Gebirgsklassen entlang des Grubengebäudes zu. Demnach ist der überwiegende Anteil (ca. 92 %) des Gebirges als GT1 klassifiziert. Gebirge, das nach GT2 klassifiziert ist, kommt nur in geringem Ausmaß (ca. 7 %) vor. GT3 ist ausgesprochen selten (ca. 1 %) und GT4 kommt gar nicht vor. Die Modellierung des realen Standorts Forsmark bestätigt die oben beschriebenen Herangehensweise, grundsätzlich Gebirge von mindestens „guter“ Standfestigkeit (Q-Wert >10) zu betrachten. Abbildung 7-1: Gebirgsklassifikation nach /SKB 2009/ Zusätzlich unterteilt SKB auch das Gebirgsverhalten in 3 Kategorien, die sich vor allem an Schadensfällen (z. B. Löserfall und Abplatzen) orientieren (s. Abbildung 7-2). Die Verbreitung der jeweilig kategorisierten Gebirgsbereiche wird zweimal angegeben, einmal im erwarteten und einmal im ungünstigsten Fall. Die günstigste „Ground Behaviour“ Klasse ist diejenige, die am häufigsten am Standort Forsmark erwartet wird. Selbst in den ungünstigsten Fällen steigt nur das Auftreten der Klasse GB2A bis zu einem signifikanten Anteil an (lokal bis zu 100 %). Abbildung 7-2: TEC-20-2017-AB Klassifikation des Gebirgsverhaltens /SKB 2009/ 63 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik Zwischen der Klassifikation der Standfestigkeit und des Gebirgsverhaltens sind verschiedene Kombinationen möglich (s. Abbildung 2-1). Die Auflistung von Kombinationen in ungünstigsten Fällen ist beschränkt auf Grubenbaue, deren longitudinale Ausdehnung von der Richtung der Hauptspannungsrichtung um mehr als 30° abweicht. Die gebirgsmechanischen Betrachtungen der SKB beschränken sich allerdings nicht auf die realen Gegebenheiten vereinfachende Klassifizierungssysteme. Die analytischen Berechnungen und Modellierungen nehmen aber einen Detailgrad an, der auf Grund der fundamentalen Unterschiede zwischen skandinavischen und deutschen Kristallinvorkommen s. Kapitel 2 einen Erfahrungsübertrag innerhalb dieses Vorhabens als nicht sinnvoll erscheinen lässt. Abbildung 7-3: 7.2 Kombination der Klassifikationen /SKB 2009/ Standsicherheit der aufgefahrenen Hohlräume Abbildung 7-4 zeigt den Zusammenhang zwischen der Bewertung der Gebirgsqualität im QSystem und der entsprechend vorgeschlagenen Ausbaumethode /NGI 2015/. Ebenfalls geht in der dort angeführten Gleichung für die Gebirgsqualität die „Equivalent Dimension“ ein, zu deren Ermittlung eine maximale Spannweite oder Höhe des entsprechenden Grubenraumes und die ESR („Excavation Support Ratio“) angenommen werden müssen. /Vergne 2008/ Handbook empfiehlt einen ESR von ungefähr 1,6 für dauerhafte und von 4 für temporäre Hohlräume. Der Erfahrung nach überschreiten Streckenbreiten oder -höhen in Endlagerkonzepten nicht die 10 m. Demnach liegt die „Equivalent Dimension“ konservativ bei etwa 2,5 (10/4) für temporäre und bei etwa 6,25 (10/1,6) für dauerhafte Hohlräume. So ergeben sich drei Linien im Diagramm von in Abbildung 7-4, die in Frage kommende Ausbausysteme für temporäre und für dauerhafte Hohlräume markieren. Die beiden roten Linien zeigen die bei- FKZ 02E11112 Abschlussbericht 64 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik den Werte der „Equivalent Dimension“ an und die grünen Linie die mindestens „gute“ Gebirgsqualität. Abbildung 7-4: Graphische Darstellung des Zusammenhangs zwischen Q-System Wertung und empfohlenen Ausbausystemen Nach dem Q-System werden demnach für dauerhafte Grubenbaue die folgenden Ausbausysteme empfohlen: Systematic bolting (spacing: 2 m) Eine Systemankerung besteht aus einem klar definierten, regelmäßigen Raster aus Gebirgsankern, die in Firste und/oder Stößen eingebracht werden. Es wird ein Abstand zwischen den einzelnen Ankern von 2 m empfohlen. Spot bolting Beim Spot Bolting werden einzelne oder mehrere Anker nur lokal eingesetzt, wenn dort eine solche Felssicherung als notwendig eingestuft wird. TEC-20-2017-AB 65 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik unsupported Ohne Ausbau Innerhalb der angenommen Grenzen ist der Verzicht auf einen Ausbau nach dem Q-System möglich („unsupported“). Als temporäre Grubenbaue können vor allem die Einlagerungsstrecken gelten. Diese müssen insbesondere in den Konzepten modifiziertes KBS-3-Konzept und multipler ewG aufgrund der Anforderungen an die Langzeitsicherheit bereits hohen Qualitätsanforderungen genügen. Ebenso sollte in diesen Strecken möglichst kein Fremdmaterial (Anker, Beton) eingebracht werden, welches die Langzeitsicherheit negativ beeinflussen könnte. Für größere Hohlräume (z. B. solche für Werkstätten) und Gebirgsbereiche mit für ein Endlager besonders geringer Qualität können ebenfalls folgende Ausbausysteme in Frage kommen: Systematic bolting and unreinforced shotcrete, 4-10 cm Es wird eine Systemankerung mit Abständen von Anker zu Anker von ca. 0,8 – 1,6 m empfohlen. Zusätzlich soll eine 4-10 cm mächtige Schicht Spritzbeton aufgetragen werden, um insbesondere Abplatzungen an Firste oder Stößen zu vermeiden. Fiber reinforced shotcrete and bolting, 5-9 cm Es wird eine Systemankerung mit Abständen von Anker zu Anker von unter 1 m empfohlen. Zusätzlich wird eine 5-9 cm mächtige Schicht Spritzbeton aufgetragen, um Abplatzungen an Firste oder Stößen zu vermeiden und brüchige Gebirgsbereiche zu sichern. Der Spritzbeton ist zusätzlich faserarmiert, damit er in der Lage ist, Zug- und Biegespannungen aufzunehmen. Die empfohlene Länge der Anker liegt in jeder Ausbauvariante zwischen 3 und 5 m, sollten keine gebirgsmechanischen Gründe im Nahfeld des jeweiligen Grubenraumes dagegen sprechen. Die für den konventionellen Berg- und Tunnelbau entwickelten Empfehlungen sind nur unter Vorbehalt zu übertragen. Die zusätzlich zu beachtenden atomrechtlichen Vorgaben können besonders für langlebige Grubenbaue im Endlager zu deutlich höheren Anforderungen an das Ausbausystem führen. Innerhalb der verschiedenen Strahlenschutzbereiche kann eine Sanierung oder Instandsetzung des Ausbaus während der Betriebszeit nicht oder nur eingeschränkt gestattet sein. Dies ist bei der Auswahl und Dimensionierung des Ausbausystems zu beachten. Die Auswahl des Ankertyps (z. B. ob Spreizanker oder Verbundanker) erfolgt anhand der Gebirgseigenschaften am Ankerstandort. Wichtige Parameter bei der Auswahl sind z. B. Dauer bis zum Erreichen der Tragfähigkeit nach Einbau Lebensdauer des Ankers (bzw. Lebensdauer seiner Tragfähigkeit) Einfluss des Vortriebs (v.a. Bohren und Sprengen) auf schon eingebrachte Anker Mechanische Anforderungen (Elastizität, max. Spannungen auf Zug und Scherung) Einfluss auf die Langzeitsicherheit des Endlagers (durch Korrosion oder Zersetzung von organischen Polymeren) FKZ 02E11112 Abschlussbericht 66 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik Grundsätzlich bieten sich Klebeanker an. Durch die kurze Zeit bis zur Tragfähigkeit des Klebstoffs sind diese gut geeignet als schnelle Hohlraumsicherung, die dem Vortrieb nachläuft. Zusätzlich ist die Lebensdauer von Klebeankern mit 20-30 Jahren vergleichsweise hoch /Heiniö 1999/. Andererseits sind Klebeanker sehr empfindlich in Bezug auf diverse Parameter wie Temperatur, Feuchtigkeit, Geometrie der Ankerbohrlöcher usw. /Maidl 2013/. So ist eine Kombination mit Zementmörtelankern oder mit Spreizankern wahrscheinlich empfehlenswert. Kombinationen verschiedener Ankertypen innerhalb eines Grubenbaus sind im Bergbau üblich. Abbildung 7-5 zeigt die am Standort Forsmark ausgewählten Ausbautypen. Auch dort wird sich am Q-System orientiert. Allerdings fallen Unterschiede zum reinen Q-System auf. Zunächst ist jeder Grubenbau, selbst diejenigen in der GT 1 Klasse, mit Ausbau versehen. Des Weiteren wird Spritzbeton grundsätzlich armiert und in deutlich größeren Mächtigkeiten als vom Q-System empfohlen verwendet. Dies geschieht allerdings nur an der Firste und aus Praktikabilitätsgründen am oberen Rand der Stöße. Die Erhöhung der Spritzbetonmächtigkeit gegenüber dem Q-System wird als Überdimensionierung gegenüber den mechanischen Notwendigkeiten verstanden. Allerdings schützt diese mächtigere Schicht den Beton vor Dehydratation, Einbauten an der Firste werden besser geschützt und der Beton erleichtert das Erkennen von Sprödbruch /SKB 2009/. Die Empfehlungen zur Verwendung der Gebirgsanker ähneln denen des Q-Systems. Sie entsprechen allerdings der dort vorgeschlagenen, nächsten umfangreicheren Ausbauklasse. Innerhalb der Einlagerungsstrecken sind vor allem Drahtnetze statt Spritzbeton vorgesehen, um vor Abplatzungen zu schützen. Im Untertagelabor Äspö kamen verschiedene Ankertypen zum Einsatz: galvanisierte und epoxitbeschichtete Spreizanker (als Verbundanker mit Mörtel), beschichtete Super Swellex Anker, die sich mit hydraulischem Druck verspannen, und selbstbohrende Titananker (ebenfalls als Verbundanker mit Mörtel). Abbildung 7-5: Zusammenfassung der Ausbautypen am Standort Forsmark /SKB 2009/ Zusätzlich zum Ausbauen können weitere Maßnahmen zur Herstellung der Standsicherheit und zur Vermeidung von Lösungszuflüssen notwendig sein, vor allem Injektionen von BauTEC-20-2017-AB 67 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik stoffen in das Gebirge hinein. Im Bergbau werden Injektionen in Hartgestein in der Regel dem Vortrieb vorlaufend durchgeführt, um gering standfeste Bereiche durch Einbringen von z. B. Zement zu stabilisieren oder um wasserführende Klüfte gegenüber dem Grubengebäude abzudichten. Zu diesem Zweck werden Kleinkaliberbohrungen über Firste und Stöße einer Vortriebsstrecke in Richtung des Vortriebs gestoßen, so dass diese fächerförmig um die zukünftige Strecke angeordnet sind. In diese Bohrungen wird dann das Injektionsgut unter hohem Druck gepresst. Bohren in der Ortsbrust selbst sollte vermieden werden, da havarierte Bohrgestänge den Vortrieb stark behindern würden /NFF 2011/. Sofern Wasserzuflüsse erst nach dem Vortrieb erkannt werden, muss das Injizieren dann erfolgen. /SKB 2010d/ In einem Endlager ist zu erwarten, dass Injektionsbohrungen nicht systematisch im Vortrieb integriert sein müssen, sondern nur nach Bedarf und gemäß dem Kenntnisstand der geologischen Vorerkundung eingesetzt werden. Die genaue Anordnung, Anzahl und Länge der Bohrlöcher sowie der Abstand bzw. die Größe der Überlappung von in Streckenachse angeordneten Injektionsfächern bestimmt maßgeblich die Qualität der Abdichtung. Die Kleinkaliberbohrungen werden in der Regel mit einem Bohrwagen durchgeführt. Im Falle des Sprengvortriebs kann auf denselben Bohrwagen wie dort zurückgegriffen werden. Für die technischen Einzelheiten bezüglich der Bohrtechnik gelten damit sinngemäß auch die Ausführungen aus 0. Typische Bohrlochdurchmesser für Injektionsbohrungen im Festgestein liegen zwischen 45 und 64 mm. Die Bohrlöcher müssen durch eine Spülung vom Bohrklein gereinigt werden, um die Abdichtwirkung des Injektionsguts nicht zu gefährden. Nach dem Bohren der Injektionsbohrlöcher wird der Bohrwagen durch ein Injektionsgerät ersetzt. Dieses besteht im Wesentlichen aus einer Pumpe, einem Schlauch, einem Packer, der im Bohrloch verspannt wird, um das Bohrloch nach hinten abzudichten und den Injektionsdruck aufzunehmen, und einer Injektionslanze, durch die der Baustoff in das Bohrloch geleitet wird. Sämtliche Bauteile sind gegenüber dem maximalen Injektionsdruck auszulegen. Zusätzliche notwendige Bestandteile der Injektionsanlage sind: Die Messapparatur (Durchflussmengenmessgerät, Druckmessgerät…) Eine CPU zum Aufzeichnen der gemessenen Daten Ein Packersetzgestänge Ein Kompressor/eine Pumpe zum Verspannen des Packers Eine Druckhalteeinrichtung für die Zeit des Abbindens des Injektionsguts nach Injektion Ein Vorlagebehälter zur Lagerung des Injektionsguts Ein hydraulisches Packerzuggerät, wenn der Packer nach erfolgtem Abbinden geraubt werden soll Als Injektionsgut werden je nach Gebirge und Einsatzgebiet verschiedene Mischungen empfohlen. Abbildung 7-6 zeigt die Empfehlungen der EN 12715 für unterschiedlich große Klüfte im Hartgestein. Die wesentlichen Bestandteile des Injektionsgut sind Wasser, Zuschlagsstoff FKZ 02E11112 Abschlussbericht 68 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik (v.a. Zement), sogenannte „stabilising compounds“ (um eine Trennung der Suspension zu vermeiden z. B. Silica-Schlämme, Bentonit), Fließmittel (zur Vermeidung von Klumpen) und evtl. Abbindebeschleuniger. Abbildung 7-6: Injektionsgut in klüftigem Gebirge nach EN 12715 Die wesentlichen Faktoren, die das Injektionsverfahren bestimmen, sind die Eigenschaften des Injektionsguts (Dichte, Viskosität, Scherfestigkeit, Korngrößenverteilung…), das Volumen des Injektionsguts, der Injektionsdruck und die Durchflussrate /NFF 2011/. Diese Größen müssen bei der Planung einer Injektion entsprechend der lokalen Anforderungen erarbeitet werden. Aufgrund des Injektionsdrucks ist zu prüfen, ob Abplatzungen an den Stößen zu erwarten sind. Evtl. müssen gefährdete Bereiche mit Spritzbeton verstärkt werden. 7.3 Streckenvortrieb Die Methoden zum Streckenvortrieb unter Tage lassen sich in zwei Klassen einteilen. Diese sind Streckenvortrieb durch Bohren und Sprengen Streckenvortrieb durch schneidende Vortriebstechnik Jeder Methode schließen sich weitere Prozesse an, die bedarfsgerecht geplant werden müssen. Im Folgenden werden die beiden Methoden in ihrer Anwendung zum Streckenvortrieb im Hartgestein erläutert. TEC-20-2017-AB 69 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik 7.3.1 Bohren und Sprengen Bohren und Sprengen ist ein diskontinuierliches Vortriebsverfahren, das aus einem Kreislauf von 8 einzelnen Arbeitsschritten besteht (s. Abbildung 7-7). 1. Bohren 2. Besetzen 8. Einmessen 3. Sprengen 7. Ausbauen 4. Auswettern 6. Berauben 5. Laden Abbildung 7-7: Arbeitssschritte im Bohr- und Sprengzyklus nach /Heiniö 1999/ 1. Bohren: Für Bohren in hartem und sehr hartem Gestein ist drehschlagendes Bohren am besten geeignet /Rostami 2011/. Ein voll computerisierter, gleisloser Bohrwagen mit 2-3 hydraulischen Bohrlafetten bohrt ein vorher geplantes Bohrlochraster in die Ortsbrust. Das Bohrlochraster und die Bohrtechnik müssen anhand der gesteinsspezifischen Parameter am Endlagerstandort entwickelt werden. Abbildung 7-8 zeigt beispielhaft einen „Cross-type Bit“, der für sehr hartes und abrasives Gestein empfohlen wird. Bei anderen, ebenfalls prinzipiell geeigneten Bohrköpfen bestehen die Schneideelemente aus kleinen Hartmetallkugeln. Die Methode des Kontursprengens ist in jedem Fall zu berücksichtigen, um die Größe der Auflockerungszone zu minimieren. Dabei werden Bohrlöcher im Durchmesser von 20 bis ca. 25 mm in geringem AbAbbildung 7-8: Bohrkopf für stand von 40 bis 60 cm zueinander entlang der Kontur sehr hartes, abrasives Gestein der Ortsbrust gebohrt /Heiniö 1999/. /Atlascopco 2017/ Gebräuchliche Durchmesser von Sprengbohrlöchern im Tunnelbau liegen zwischen 36 und 43 mm. Diese Größenordnung ist für die Bohrlöcher in der Ortsbrust, aber nicht in der Kontur (s.o.), zu erwarten. Die Bohrlochlänge hängt maßgebFKZ 02E11112 Abschlussbericht 70 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik lich vom Querschnitt des aufzufahrenden Grubenraums ab. Abbildung 7-9 liegt diese zwischen 3 und 5 m für die Strecken eines Endlagerbergwerks (Streckenquerschnitte ≥ 20 m²). Zur Vermeidung von Staub wird i.d.R. eine Wasserbedüsung eingesetzt. Die Entfernung des Bohrkleins erfolgt in der Regel mit Hilfe einer Bohrspülung /Maidl 2013/. 2. Besetzen: Eine Arbeitsplattform, die auf dem gleichen Bohrwagen montiert ist, fährt die einzelnen Bohrlöcher ab. Händisch werden dann die Bohrlöcher mit den Sprengstoffpatronen beladen. Als Sprengstoffe kommen im Hartgestein gelatinöse Sprengstoffe oder Sprengemulsionen in Frage (2-3,5 kg/m³). Die Patronen sind in der Regel zwischen 30 und 35 mm im DurchAbschlag- messer und bis zu 700 mm lang. Abbildung 7-9: Zusammenhang von länge und Querschnittsfläche des Grubenbaus /Maidl 2013/ Die Konturbohrlöcher werden mit einer Sprengschnur beladen, da der kritische, minimale Durchmesser für Sprengstoffpatronen bei 17 mm (gelatinöse Sprengstoffe) und 25 mm (Emulsionssprengstoffe) liegt. Aufgrund des geringen Durchmessers der Konturbohrlöcher von 20-25 mm ist es also nicht möglich, den Sprengstoff patroniert einzubringen und gleichzeitig einen für Kontursprengungen notwendigen Luftspalt von 20 – 25 mm zwischen Patrone und Bohrlochwand frei zu lassen /Maidl 2013/. In Vortrieben, in denen bedeutend größere Querschnitte aufgefahren werden oder weniger Interesse an der Minimierung der Auflockerungszone besteht, ist natürlich auch eine Kontursprengung mit patroniertem Sprengstoff möglich, da die Konturbohrlöcher dann von größerem Durchmesser sein können. Zusätzlich werden Detonatoren in die Bohrlöcher eingebaut, um den Sprengstoff zur Explosion zu bringen. Diese Detonatoren, normalerweise auf der Patrone im Bohrlochtiefsten in Richtung der Ortsbrust montiert, werden in einem Zündkreis verkabelt und an einen Zündcomputer angeschlossen. Elektronische Detonatoren erlauben eine zeitlich exakt aufeinander abgestimmte Sprengung der einzelnen Bohrlöcher, was insbesondere für die Genauigkeit des erstellten Hohlraumquerschnitts vorteilhaft ist. Gerade beim Kontursprengen in einem Endlager ist ein elektronischer Zündkreis also zu empfehlen. Bohrlöcher außerhalb der Kontur können auch rein elektrisch mit zünderspezifischen Verzögerungen gezündet werden. Die Bohrlöcher werden zuletzt mit Besatz (z. B. Sand) verschlossen, um die Energie der Sprengung nicht aus der Bohrlochöffnung entweichen zu lassen. 3. Sprengen Vor der Zündung der Sprengung wird der Zündkreis zunächst über ein kodiertes Signal geprüft. Dann beginnt die Aufladung der in den elektronischen Detonatoren verbauten Kondensatoren und die Programmierung der Verzögerungszeiten jedes Detonators. Dann TEC-20-2017-AB 71 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik erst erfolgt die Zündung durch ein (anderes) kodiertes Signal des Zündcomputers. Elektrische Detonatoren zünden entweder sofort oder haben eine eingebaute Verzögerung. 4. Sprengschwanden auswettern Durch die Sprengung entstehen toxische Gase, insbesondere Kohlenstoffmonoxid und nitrose Gase. Diese müssen vor weiteren Arbeiten an der Ortsbrust erst über eine Sonderbewetterung ausgewettert werden. Eine saugende Sonderbewetterung ist dafür besonders gut geeignet. 5. Laden/Fördern Das abgesprengte Haufwerk muss durch geeignete Betriebsmittel entfernt werden. Hierfür bieten sich Radlader oder LHD Trucks (Load-Haul-Dump) an. Deren Auslegung bemisst sich vornehmlich am zu fördernden Volumen, der Schaufelgröße und der Länge des Fahrwegs. Von der Größenordnung der Streckenquerschnitte in Endlagern und dem Abraumvolumen je Abschlag ausgehend, sollte ein Radlader der Schaufelgröße von etwa 5 m³ realistisch sein. Für den Transport von Abraum über längere Distanzen (z. B. über eine Rampe nach über Tage) ist der Einsatz von SKW (Schwerlastkraftwagen) denkbar. 6. Berauben Durch die Kontursprengung sollten Beraubungsmaßnahmen nur in einem geringen Umfang nötig sein. Um eine gute Anbindung des Spritzbetons an die Firste und die Stöße zu ermöglichen, sollten diese allerdings gründlich gereinigt werden. Im Berg- und Tunnelbau geschieht dies zumeist mit einem Hochdruckreiniger. 7. Ausbauen Schließlich erfolgt das Ausbauen gemäß Kapitel 7.2. 8. Vermessen Die markscheiderische Vermessung prüft zunächst die korrekte Ausführung des Abschlags im Sinne der Grubengebäudeplanung. Dann wird das neue Bohrlochraster angezeichnet. Dann beginnt der Bohrzyklus von neuem. Bohren und Sprengen wurden ebenfalls an den SKB Standorten Forsmark und Oskarshamm zum Streckenvortrieb genutzt. Die Arbeiten wurden mit einen automatisierten Bohrwagen durchgeführt /SKB 2007/. Die wesentlichen technischen Daten des Verfahrens sind in Tabelle 7-2 zusammengefasst. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 72 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik Tabelle 7-2: Zusammenfassung von Erfahrungen beim Sprengvortrieb (SKB) /SKB 2007/ 48 – 52 mm (im Querschnitt von 34,5 m²) Dynamex Patrone (25-32 mm Durchmesser), gelatinöser Sprengstoff Kontursprengstoff Detonex Sprengschnur (80 g/m) Detonator Nonel, elektrischer Detonator, 0-60 ms Vezögerung Spezifischer Sprengstoff- Zwischen 0,7 bis 1,36 kg/m³ verbrauch Bewetterungszeit 20-30 min lang nach Sprengung werden die Sprengschwaden ausgewettert. Erst dann beginnt das Laden. Auflockerungszone 0,3 m in den Stößen, 0,6 m in der Sohle /SKB 2007/ Die Grubenbaue sind durch Bohren und Sprengen herstellbar, ohne Wegsamkeiten parallel zur Strecke zu verursachen. /SKB 2010d/ Bohrlochdurchmesser Sprengstoff Auffällig ist, dass der Bohrlochdurchmesser etwas größer, der Patronendurchmesser aber etwas kleiner ist als in der Literatur allgemeinhin empfohlen. Dies hat zur Folge, dass das Gestein mehr an Ort und Stelle aufgebrochen wird, anstatt in kleinen Stücken herausgeschleudert zu werden. Der spezifische Sprengstoffverbrauch ist ebenfalls nur etwa halb so groß. 7.3.2 Schneidende Vortriebstechnik In den Endlagerkonzepten der Wirtsgesteine Salz und Ton ist die Teilschnittmaschine (TSM) für die Erstellung der untertägigen Grubenräume das Mittel der Wahl. Mit Blick auf den Einsatz im Hartgestein muss aber konstatiert werden, dass der wirtschaftliche und technisch sinnvolle Einsatzbereich von TSM bei Druckfestigkeiten von 120 bis 140 MPa ein Ende findet (s. Tabelle 7-3). Da die Bandbreiten der einaxialen Druckfestigkeiten der Gesteine von in Frage kommenden Kristallinvorkommen in Deutschland kaum innerhalb dieses Einsatzbereichs von TSM liegen (s. Kapitel 2.2), wird diese Vortriebstechnik für die Erstellung eines Endlagers im Hartgestein nicht berücksichtigt. TEC-20-2017-AB 73 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik Tabelle 7-3: Gewichtsklasssen von Teilschnittmaschinen und für deren Einsatz typische Gesteinsfestigkeiten /Heiniö 1999/ Die schneidende Vortriebstechnik bietet für sehr harte Gesteine aber eine andere Lösung an: im Vollschnitt arbeitende Tunnelbohrmaschinen. Eine solche Tunnelbohrmaschine besteht aus vier Systemgruppen: 1. Bohrsystem Kernstück des Bohrsystems ist der Schneidkopf, der den gesamten Querschnitt gleichzeitig schneidet. Auf ihm sind die Schneidelemente befestigt. Für sehr hartes, abrasives Gestein werden sogenannte „Disc Rollers“ empfohlen (s. Abbildung 7-10). Durch den rotatorischen Antrieb des Schneidkopfes und den Anpressdruck an die Ortsbrust, der durch das Vortriebssystem (s.u.) erzeugt wird, wird das anstehende Gestein zerspant. Abbildung 7-10: Doppelschild- TBM mit Schneidrollen („Disc Rollers“) für sehr hartes, abrasives Gestein /Herrenknecht 2017/ FKZ 02E11112 Abschlussbericht 74 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik 2. Vortriebs- und Greifsystem Das Vortriebs- und Greifsystem sorgt einerseits für den Anpressdruck des Schneidkopfs an die Ortsbrust, andererseits für die Fortbewegung der TBM. Zu diesen Zwecken benötigt die TBM ein Widerlager, das auf zwei verschiedene Arten hergestellt werden kann. In der ersten Variante stützt sich die TBM auf den schon eingebrachten Ausbau ab. Dies ist dann der Fall, wenn die TBM mit einem Ausbausystem ausgestattet ist, das die Strecke hinter dem Schneidkopf mit Betonfertigteilen, sogenannten Tübbingen, auskleidet. Mit Hydraulikzylindern kann sich die TBM dann vom zuletzt eingebauten Tübbing- Ring nach vorne drücken. Diese Variante ist im Endlagerbergbau im Kristallin voraussichtlich nicht sinnvoll, da die Gesteinsqualität zu hoch ist, um Tübbingausbau einzuplanen (s. Kapitel 7.2.). Die zweite Variante besteht darin, dass die TBM sich hydraulisch über Klemmbacken an den Stößen verspannt. Der vordere Teil der TBM mit Schneidkopf kann sich dann über Hydraulikzylinder vom verspannten Rahmen aus nach vorne abstoßen. Die Fortbewegung der TBM entspricht in beiden Fällen einem Schreitvorgang aus wechselweisem Verspannen des vorderen- und hinteren Teils der TBM und Aus- bzw. Einfahren der Hydraulikzylinder. Das Verspannungssystem im Vortrieb fällt natürlich deutlich massiver aus, da sämtliche Kräfte des Vortriebs verlagert werden müssen. 3. Abraumladesystem Das zerspante Gestein fällt durch die Öffnungen im Schneidkopf auf das Abraumladesystem. Schurren leiten den Abraum auf ein Förderband, das den Abraum auf z. B. ein anderes Förderband oder einen SKW zum Streckentransport, eventuell auch Rampentransport, kippt. 4. Ausbausystem Im Tunnelvortrieb mit TBM ist der rechtzeitige Ausbau der geschaffenen Hohlräume häufig das begrenzende Element für die Vortriebsgeschwindigkeit, da die TBM im Prinzip kontinuierlich weiterarbeiten kann. Gerade in standfestem Gestein, in denen ein leichter Ausbau mit Spritzbeton ausreichend ist, ist der Ausbau dicht hinter dem Schneidkopf schwierig darstellbar. Dies ist im Rückprall beim Aufbringen von Spritzbeton begründet, der den Schneidkopf verkleben kann. Umso wichtiger sind die vorauseilende Gebirgserkundung und das Injizieren in weniger standfesten Bereichen. Halbautomatische Systeme zum Ankern und Setzen von Netzen kurz hinter dem Schneidkopf sind allerdings ebenfalls Stand der Technik. Dies gilt natürlich nur für offene TBM (s.u.). Die Auswahl geeigneter TBM erfolgt nach den Empfehlungen des Deutschen Ausschusses für unterirdisches Bauen e.V. (DAUB) /DAUB 2010/. Im Hartgestein basiert die Auswahl wesentlich auf den Parametern einaxiale Druckfestigkeit, Abrasivität, RQD und RMR Index. Der RQD Index fließt auch in das Q- System ein. Der RMR Index stellt eine Alternative zum QSystem dar, sodass die jeweiligen Ergebnisse vom einen zum anderen leicht übertragen werden können. Die weiteren Kriterien Quellverhalten und Stützdruck einer Bohrspülung sind im Endlagerbau im Kristallin nicht zu berücksichtigen, da das Gestein nicht quillt und keinerlei Bohrspülung verwendet werden muss, um den Vortrieb gegen Gebirgs- und Fluiddrücke TEC-20-2017-AB 75 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik zu stabilisieren. Lösungszuflüsse werden, wo nötig, durch vorauseilende Injektionen auf ein Minimum reduziert. Nach den bekannten Parameterbandbreiten sind nach /DAUB 2010/ zwei Bauformen der TBM als empfehlenswert einzustufen: Die offene Tunnelbohrmaschine (TBM) ist am besten geeignet für sehr hohe Druckfestigkeiten und gute bis sehr gute Standfestigkeiten des Gebirges. Aufgrund des Fehlens eines Schildes ist sie für wenig standfeste Bereiche nicht geeignet. Ihre Nutzung wird nur in sehr kleinen Durchmessern empfohlen. Verschiedene weitere Bauformen der „offenen“ TBM erlauben aber auch Schutz in schwierigeren Bedingungen: Mit Haube: Diese TBM besitzt eine Schutzhaube direkt hinter dem Schneidkopf, um die Mannschaft gegen einzelne Löser von der Firste zu schützen Mit Schneidkopf- Schild: Der Schneidkopf- Schild ist ein umlaufender Schild, der ebenfalls die Mannschaft direkt hinter dem Schneidkopf schützen soll Mit Teilschild: Die Teilschilde sind ähnlich angeordnet wie der Schneidkopf-Schild, allerdings segmentiert und beweglich. So können sie auch zum Steuern der TBM genutzt werden, wenn sie sich in den Stößen verspannen. Eine Schild- TBM besitzt ein Schild, das vom Schneidkopf bis über die gesamte Maschine reicht. Sie nutzt bereits eingebrachten Ausbau in Form von Tübbingen als Widerlager, um die Andruckkraft beim Vortrieb herzustellen. Dazu baut sie mit vorgefertigten Betonsegmenten (Tübbingen) aus. Diese Notwendigkeit sollte im Gebirge eines Endlagerbergwerks nicht gegeben sein. Deshalb sind Schild- TBM für den Endlagerbau im Kristallin nicht von Interesse. Eine weitere Variante ist die Doppelschildmaschine (DSM). Sie ist zweiteilig aufgebaut mit einem vorderen Schild und einem hinteren Schild, die teleskopartig miteinander verbunden sind. Die DSM kann die Vortriebskraft sowohl wie die Schild- TBM durch Abstoßen vom Tübbingausbau aufbringen, aber auch durch Verspannung mit dem Gebirge über hydraulisches Ausfahren des hinteren (Haupt-) Schildes. Die große Stärke der DSM ist damit die Flexibilität. 7.4 Erstellen der Tageszugänge Das Auffahren von Tagesstrecken und das Abteufen von Schächten im Kristallingestein erfolgt nach ähnlichen Prinzipien wie der Streckenvortrieb. Zur Wahl stehen die Methoden des Bohren und Sprengens und das Schneiden mit einer Tunnel- oder Schachtbohrmaschine. In einem sedimentären, aber standfesten Deckgebirge könnten auch Teilschnittmaschinen zum Auffahren einer Rampe zum Einsatz kommen. Außerhalb des Wirtsgesteins sind die Gebirgsverhältnisse unbekannt und können auch nicht analog zu Kapitel 7.1 abgeleitet werden. Bezüglich der Planung einer Auffahrungstechnik für die Tageszugänge kommt deswegen erschwerend hinzu, dass beim Durchörtern des Deck- FKZ 02E11112 Abschlussbericht 76 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik gebirges voraussichtlich wesentlich andere Gebirgseigenschaften angetroffen werden als im kristallinen Wirtsgestein. Demnach rangieren die möglichen Ausbausysteme zwischen einem mehrschaligen, komplexen Aufbau mit Gleitfuge und Dichtelementen in stark druckhaftem Gebirge (vorstellbar in sedimentären Schichten im Deckgebirge) bis zu einschaligem oder (fast) gar keinem Ausbau in sehr standfestem und fluiddichten Kristallingestein oder Steinsalz. Gerade beim Durchörtern von Aquiferen sind Sonderbauformen der Vortriebstechnik oder andere technische Lösungen (wie z. B. das Gefrieren des Aquifers im Umfeld der Tageszugänge) notwendig. Die Vorstellung einer realistischen Auswahl von Vortriebs- und Abteufvarianten ist aufgrund mangelnder Kenntnis von Gebirgseigenschaften, gerade im Deckgebirge, nur sehr begrenzt möglich. Diese muss immer standortbezogen entwickelt werden. Deshalb beschränkt sich dieses Kapitel auf eine kurze Vorstellung der Grundprinzipien. 7.4.1 Schächte Für das Bohren und Sprengen zum Schachtabteufen gilt ein ähnlicher Ablauf wie für das Bohren und Sprengen im Streckenvortrieb (s. Abbildung 7-11). Einige Besonderheiten in der Maschinentechnik und im Prozess gibt es natürlich schon. So werden alle Arbeiten von einer im Schacht an einer Winde hängenden Arbeitsplattform ausgeführt. Diese hat mehrere Bühnen und unterhält die Ausrüstung zum Bohren (einen Bohrjumbo), zum Laden (einen Greifer), Ausbaumaterial und -gerät und die Öffnungen für die Trume der Kübel zur Förderung des Abraums nach über Tage. In alle Arbeitsschritte ist Personal direkt involviert. Mindestens im Bereich der Verschlussbauwerke sollte der Schacht durch Kontursprengungen abgeteuft (s. Kapitel 0) Diese Art des Schachtteufens ist geeignet für Gebirge in der Qualität bis hin zu „fair“ nach dem Q-System und Wasserzuflüssen von bis zu 500 l/min /Tuck 2011/. Das Schachtbohren erfolgt im Grundprinzip mit einer Tunnelbohrmaschine, die im vertikalen Vortrieb arbeitet. Schachtbohrmaschinen im Hartgestein für Schächte in für ein Endlager realistischer Größe (> 6 m) sind eine moderne Technik, die noch nicht lange im Bergbau erhältlich ist. Erfahrungswerte in Bau und Betrieb solcher Maschinen sind auf wenige spezialisierte Firmen beschränkt. Ihr wesentlicher Vorteil ist neben der kontinuierlichen Arbeitsweise die höhere Betriebssicherheit im Abteufen: Das Schachttiefste muss in einem von einer Schachtbohrmaschine geteuften Schacht nicht von Personal betreten werden. Es ist zu beachten, dass eine Schachtbohrmaschine beim Durchteufen verschiedener geologischer Schichten mit deutlich unterschiedlichen Eigenschaften der Umrüstung bedarf. Das Konzept des Raise Boring scheitert an der Kombination aus notwendiger Teufe (> 500 m) nach /Endlagerkommission 2016/ und notwendigem Schachtdurchmesser (i.d.R. deutlich über 6 m) für die Tagesschächte /Tuck 2011/. Raise Boring wäre außerdem nur dann möglich, wenn der untertägige Füllort des Schachts schon erschlossen wäre. TEC-20-2017-AB 77 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik Schachteinbauten, z. B. solche für Einbau und Betrieb der Schachtförderanlagen, werden dem Abteufen nachlaufend eingebaut, häufig direkt von einer Abteufbühne oder der Schachtbohrmaschine aus. Sprengen Abteuf- Platform anheben Bewettern Besetzen Einmessen Bohren Abteuf- Plattform absenken Abraum laden und fördern, endgültigen Ausbau einbringen; evtl: Injizieren Vorläufigen Ausbau einbringen Abbildung 7-11: Bohr- und Sprengzyklus im Schachtabteufen 7.4.2 Rampen oder Wendelstrecken als Tagesstrecken Für das Bohren und Sprengen zur Herstellung von Tagesstrecken im Kristallingestein gilt ein quasi identischer Ablauf wie für das Bohren und Sprengen im Streckenvortrieb unter Tage (s. Kapitel 0). Besonderheiten entstehen vor allem durch das Durchörtern des Deckgebirges oberhalb des Wirtsgesteins. In sedimentärem Gestein mögen sich schneidende Vortriebsverfahren eher als empfehlenswert erweisen. Auch ändern sich der notwendige Ausbau und die Menge der Wasserzuflüsse unter Umständen stark im Vergleich zum Kristallin. Wie beim Schachtbohren ist zu beachten, dass eine Tunnelbohrmaschine beim Durchteufen verschiedener geologischer Schichten mit deutlich unterschiedlichen Eigenschaften der Umrüstung bedarf. 7.5 Erstellen von Blindschächten, Rampen und Wendelstrecken unter Tage Die Auffahrung von Blindschächten, Rampen und Wendelstrecken unter Tage findet im Wirtsgestein selbst statt. Demnach gelten hierfür auch die Annahmen an die Gebirgsqualität FKZ 02E11112 Abschlussbericht 78 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik aus Kapitel 7.1. Blindschächten, Rampen und Wendelstrecken unter Tage dienen der Verbindung von Sohlen oder Teilsohlen eines Endlagers. Sie werden nur dann eingeplant, wenn die Errichtung des Endlagers an einem Standort auf einer einzelnen Sohle nicht anforderungsgerecht möglich ist, sodass ein anderer Gebirgsbereich erschlossen und zudem ein Höhenunterschied überwunden werden muss. 7.5.1 Blindschächte Für das Bohren und Sprengen zur Erstellung eines Blindschachts gelten die Ausführungen aus Kapitel 7.4.1 zur Erstellung der Tagesschächte. Im Sinne der technischen Durchführung gelten sinngemäß außerdem die Beschreibungen von Kapitel 0 zum Bohren und Sprengen zur Herstellung von Strecken unter Tage. Schachtbohren erfordert das senkrechte Aufstellen der Schachtbohrmaschine unter Tage. Dafür müssen bereits einige Zehner- Meter Schacht konventionell (d. h. mit Bohren und Sprengen) abgeteuft werden. Dies lohnt sich nur bei sehr tiefen Blindschächten. In diesem Fall erscheint es sinnvoller, die Tagesschächte zu verlängern und eine zusätzliche Sohle über diese Schächte zu erschließen. Dies reduziert außerdem die Anzahl der Transportwechsel von Schacht- zu Streckentransport und umgekehrt und erhöht damit die Sicherheit des Transports. Das klassische Schachtbohren kann also für die Erstellung von Blindschächten weitestgehend ausgeschlossen werden. Das Raise Boring Verfahren kommt wie für die Tagesschächte auch für Blindschächte an seine Grenzen. Bis dato wurden nur sehr kurze Schächte (ca. 100 m) mit maximalen Durchmessern von <7 m abgeteuft. Für Abfallgebindetransport im Schacht ist dieser Durchmesser der Erfahrung nach zu gering. Damit scheidet Raise Boring für die Erstellung von Abfallgebindetransportschächten aus. Ein Blindschacht für entweder Materialtransport und Personenfahrt könnte in einer Größe von <7 m hergestellt werden. Das Raise Boring Verfahren könnte für diesen Sonderfall für einen Blindschachte in einem Endlager sinnvoll sein. 7.5.2 Rampen oder Wendelstrecken unter Tage Das Auffahren von Rampen und Wendelstrecken im Wirtsgestein unter Tage unterscheidet sich zunächst bis auf die leichte Neigung des Vortriebs nicht vom horizontalen Streckenvortrieb wie in Kapitel 7.3 beschrieben. Da der Grund für ein mehrsöhliges Endlager aber darin liegt, dass das Wirtsgestein die Anforderungen an die Einlagerung nicht vollumfänglich erfüllt, muss mit etwas nachteiligerem Gebirge für die Auffahrung gerechnet werden. 7.6 Schlussfolgerungen zur Herstellung der Grubenräume eines Endlagers im Kristallin Die konkrete Festlegung der Vortriebstechnik für die Auffahrung der Grubenbaue eines Endlagers im Kristallingestein ist aufgrund der unzureichenden Datenlage nicht sinnvoll TEC-20-2017-AB 79 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik durchführbar. Die Vielzahl an Ungewissheiten betrifft nicht nur die geologischen Randbedingungen selbst, sondern auch eine sich daraus ergebende Geometrie eines Grubengebäudes. Das Bohren und Sprengen kann aber aufgrund seiner Flexibilität und Einsatzfähigkeit auch bei hohen Gesteinsfestigkeiten als Referenzvariante betrachtet werden, der vermutlich auch im Einzelfall häufig der Vorzug gegeben werden würde. Es ist davon auszugehen, dass Vortrieb mit Bohren und Sprengen immer möglich ist. Jedoch mag in Abhängigkeit von den Umständen eine schneidende Vortriebstechnik empfehlenswerter sein, insbesondere bei Strecken von mehreren Kilometern Länge (z. B. Richtstrecken). Im Folgenden werden die notwendigen Abwägungen in dieser Hinsicht erläutert. Besonders entscheidend für den Einsatz einer TBM ist die Wahl der Tageszugänge zum Endlager. Sollte das Endlager durch mindestens eine Tagesstrecke erschlossen werden, ist für deren Erstellung die Nutzung einer TBM ernsthaft in Betracht zu ziehen. Durch die Länge der Strecke, in der voraussichtlich keine Kurven mit Radien kleiner als dem Kurvenradius einer TBM vorkommen, kommt das kontinuierliche Vortriebsverfahren gut zur Geltung. Dies gilt natürlich nur, wenn die TBM grundsätzlich für die Durchörterung aller Schichten bis zum Wirtsgestein und zum Durchörtern des Wirtsgesteins selbst geeignet ist. Unter Tage besteht die Möglichkeit, die TBM zur Auffahrung von Richtstrecken einzusetzen, wenn diese ebenfalls lange gerade verlaufen. Im günstigsten Fall kann die TBM, aus einer Tagesstrecke kommend, ohne Umsetzen, direkt mit dem Vortrieb der Richtstrecke beginnen. Beim untertägigen Auffahren von Kurven muss allerdings der minimale Kurvenradius der TBM beachtet werden (>> 100 m), welcher den Geboten der Minimierung des Hohlraumvolumens und einer Minimierung der Endlagerfläche entgegen laufen könnte. In diesem Zusammenhang muss ebenfalls beachtet werden, dass der geschnittene Querschnitt der TBM natürlich während der TBM Lebensdauer konstant ist. Bei Einsatz in verschiedenen Grubenbauen wird mit derselben TBM also immer der Querschnitt geschnitten, für den die TBM ausgelegt ist. Eine Verkleinerung des Querschnitts ist nicht möglich, eine Vergrößerung nur mit einer nachträglichen Aufweitung der Hohlraumkontur durch eine andere TBM, Bohren und Sprengen oder Einsatz anderer schneidender Verfahren, die im Kristallingestein deutlich außerhalb ihrer technischen und ökonomisch sinnvollen Grenzen arbeiten müssten. Innerhalb der Einlagerungsfelder ist ein TBM Einsatz nur schwer vorstellbar. Durch die Länge von wenigen hundert Metern von Querschlägen, Einlagerungstrecken oder Bohrlochüberfahrungsstrecken in den bekannten Endlagerkonzepten wäre ein TBM Einsatz durch das ständige Umsetzen von TBM und Haufwerksförderung mit unverhältnismäßig hohem Aufwand verbunden. Dies wäre nur dann denkbar, wenn sich herausstellen sollte, dass eine akzeptable Minimierung der ALZ im Einlagerungsbereich durch gebirgsschonende Sprengverfahren im vorliegenden Gebirge nicht möglich ist und somit zur schneidenden Vortriebstechnik verpflichtet. Im vielverzweigten Infrastrukturbereich kann aus den gleichen Gründen vom Sprengvortrieb ausgegangen werden. Hier spielt die ALZ eine untergeordnete Rolle. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 80 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik Im Grundsatz existiert die Faustregel, dass eine TBM eine Lebensdauer von etwa 25 km Vortrieb besitzt. Im Sinne rein wirtschaftlich – technischer Abwägungen kann die Größe der Ausnutzung dieses Wertes in einem Grubengebäudekonzept einen Anhaltspunkt bieten für die grundsätzliche Sinnhaftigkeit eines TBM Einsatzes. In Bezug auf die Langzeitsicherheit ist die Querschnittsfläche der Grubengebaue eine wesentliche Einflussgröße, da das Grubengebäude den bzw. einen wesentlichen Migrationsweg für Fluide und Radionuklide darstellt. Es ist demnach zu beachten, dass die runde Querschnittsfläche einer Strecke oder Rampe, die von einer Tunnelbohrmaschine aufgefahren wurden, immer (deutlich) größer ausfällt, als die Querschnittsfläche derselben Strecke oder Rampe, die durch Bohren und Sprengen in einer bedarfsorientierten Querschnittsform aufgefahren wurde. In der Praxis werden im Tunnelbau häufig auch Ausschreibungen erstellt, die die Wahl der Vortriebstechnik zunächst offen lassen. Im Auswahlverfahren unterstützen die technischen und wirtschaftlichen Angaben der Angebote dann die Festlegung auf die Vortriebsvariante. Für die Nutzung einer Schachtbohrmaschine kann ohne ein geologisches Modell und Kenntnis der Endlagerteufe keine sinnvolle Aussage getroffen werden. Es ist gut möglich, dass auch hier Schachtbohrmaschinen und Sprengvortrieb im Ausschreibungsverfahren miteinander konkurrieren. 7.7 Erstellen der Einlagerungsbohrlöcher Ein „Stand der Technik“ für die Erstellung von vertikalen Bohrlöchern zur Einlagerung von radioaktiven Abfällen gibt es in dem Sinne nicht. Ein Prototyp einer Bohranlage für Bohrungen dieser Art wurde jedoch von POSIVA bereits erprobt /POSIVA 2016/, /POSIVA 2017b/. Das grundsätzliche Bohrprinzip dieser Anlage ist dem Raise-Boring entlehnt. Anstatt den nach oben zeigenden Schneidkopf aber durch ein Pilotbohrloch zur Bohranlage hin zu ziehen, wird der Bohrkopf mit den Schneidwerkzeugen nach unten auf die Sohle aufgesetzt. Den notwendigen Anpressdruck liefern Hydraulikstempel, die die Bohranlage gegen die Firste der Bohrlochüberfahrungsstrecke abstützen. Zur Führung des Bohrmeißels wurde vorher ein Kleinkaliberbohrloch als Pilotbohrloch senkrecht abgeteuft. Der Führungszapfen („Bull nose“) des Meißels wird dann in diesem Bohrloch geführt. Die Förderung des Bohrkleins aus dem Bohrloch heraus erfolgt über eine Bohrspülung. Diese ist in einen Spülungskreislauf integriert, bei dem die Bohrspülung aus den Spülungstanks über eine Leitung von außen in das Bohrloch hinein geleitet und dann mit dem Bohrklein durch das Bohrgestänge in die Spülungstanks gepumpt wird. Dort erfolgt die Trennung von Spülung und Bohrklein durch Absetzen. Da direkt von der Sohle aus gebohrt wird, kommt des Weiteren ein „flushing pool“ als Bohrlochkragen zum Einsatz. Dieser ermöglicht, die Spühlungshöhe über das Sohlniveau hinaus zu vergrößern, sodass der Schneidkopf schon beim Anschneiden von ausreichend Spühlung TEC-20-2017-AB 81 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik bedeckt ist. Der „flushing pool“ ist also ein Mittel zur künstlichen Verlängerung des Bohrlochs, um die Machbarkeit des Spühlungskreislaufs zu vereinfachen. Abbildung 7-12 zeigt schemahaft die einzelnen Schritte zum Bohren eines Einlagerungsbohrlochs. Abbildung 7-12: Schritte des Bohrverfahrens der Prototyp- Bohranlage nach /POSIVA 2017b/ Mit Blick auf die in Deutschland entwickelte Einlagerungstechnik für vertikale Bohrlöcher /Filbert 2010/ fällt auf, dass diese für die Aufnahme der Bohrlochschleuse und für die Drehung eines Transferbehälters mit dem Abfallgebindes in die Vertikale über einem Bohrloch einen Bohrlochkeller benötigt. Dieser ist von 2,85 m Tiefe, 2 m Breite und 7 m Länge. Seine Tiefe muss beim Teufen des Bohrlochs von der unverritzten Sohle aus berücksichtigt werden. Zweckmäßigerweise wird er im Anschluss an das Bohren hergestellt. Auch hierzu stehen grundsätzlich wieder schneidende Verfahren sowie Bohren und Sprengen zur Auswahl. Der Bohrlochkeller könnte mit Hilfe einer Schrämmaschine mit Schrämkette ausgehoben werden. Ob im sehr harten Gestein eine solche Maschine sinnvoll, d. h. mit akzeptablem Zeit- und Kostenaufwand, verwendet werden kann, ist allerdings fraglich. Im Natursteinabbau im Granit sind diese Maschinen in der Weiterverarbeitung von Granitblöcken im Einsatz, schneiden diese jedoch sehr langsam. In der horizontalen Ebene muss der Granit schließlich FKZ 02E11112 Abschlussbericht 82 TEC-20-2017-AB Standsicherheit und Vortriebstechnik immer gebrochen werden, da die Schrämmaschine von der Sohle aus nur vertikale Schlitze herstellen kann. Eine Nachbearbeitung der Sohle des Bohrlochkellers zur Begradigung ist demnach notwendig. Bei der Herstelllung des Bohrlochkellers durch Bohren und Sprengen müssten eine Reihe von Sprengbohrungen in die Sohle eingebracht werden. Dabei ist aufgrund der Nähe zum Einlagerungsbohrloch besonderes Augenmerk auf die Erschütterungen im Gebirge zu legen. Eine Beschädigung des Gesteins im Nahbereich der Einlagerungsbohrlöcher ist auf jeden Fall zu vermeiden. Ob dies vollständig durch schonende Sprengverfahren (s. Kapitel 0) erreichbar ist, ist fraglich. Auch hier müsste die Sohle des Bohrlochkellers nachbearbeitet werden, da die Sprengung einen unregelmäßigen Ausbruch hinterlässt. Die Nachbearbeitung der Sohle der Bohrlochüberfahrungsstrecke und des Bohrlochkellers kann z. B. mit einer Seilsäge erfolgen /POSIVA 2016/. Eine Erstellung des Bohrlochkellers vor Beginn der Bohrarbeiten erscheint nicht ratsam, da dies die Aufstellung der Bohranlage deutlich erschweren würde. In diesem Fall wäre es nötig, den Bohrlochkeller so zu überdecken, dass die Bohranlage darauf sicher abgestellt werden könnte. Die Bohrlochkellerüberdeckung müsste in der Lage sein, alle Kräfte aus dem Betrieb der Bohranlage aufzunehmen und damit recht massiv ausfallen. Dies würde Montage und Transport zur Herrichtung der Baustelle zeitlich verlängern. TEC-20-2017-AB 83 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Standsicherheit und Vortriebstechnik FKZ 02E11112 Abschlussbericht 84 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik 8 Transport- und Einlagerungstechnik Die Beschreibung der Transport- und Einlagerungstechnik erfolgt mit den Zielen, einerseits die technischen Lösungen so darzustellen, dass ihre Vor- und Nachteile kenntlich werden, andererseits das Erstellen von Querschnitten der Grubenräume zu ermöglichen, in denen die Transport- und Einlagerungstechnik eingesetzt werden soll. Die Art des Grubenraums beeinflusst ebenfalls die Fördertechnik: Schächte, Tagesstrecken und horizontale Strecken stellen unterschiedliche technische Anforderungen. Es sei an dieser Stelle darauf hingewiesen, dass der Begriff „Rampe“ sich nicht ausschließlich auf eine Verbindung zwischen Tagesoberfläche und Endlager bezieht. Eine Rampe kann auch ausschließlich unter Tage liegen. Rampen (gerade, geneigte Strecken) und Wendel (spiralförmige, geneigte Strecken), die zur Tagesoberfläche führen, können unter dem Begriff „Tagesstrecken“ zusammengefasst werden. 8.1 Schachttransport In Deutschland wurden für den Transport von Abfallgebinden, Material (Abraum inklusive) und Personal zwischen der Tagesoberfläche und einem untertägigen Endlager bislang immer Schachtförderanlagen vorgesehen. Die wesentlichen Regelwerke zur Planung von Schachtförderanlagen sind /BVOS 2003/ und /TAS 2005/. 8.1.1 Schachtförderanlage für Gebindetransport Die bisherige Vorzugsvariante von Endlagerkonzepten in Deutschland ist der Transport der Abfallgebinde nach unter Tage durch einen Schacht. Das bisherige Referenzkonzept geht auf die durchgeführten Planungen für den Schacht 2 des Bergwerks Gorleben zurück /Engelmann 1994a/. Diese sehen eine 8 Seil Förderanlage mit Förderkorb und Gegengewicht vor, in der das Abfallgebinde auf einem Plateauwagen nach unter Tage transportiert wird. Der Transport von Abfallgebinden findet definitionsgemäß auf einer Hauptseilfahrtanlage (HSFA) statt. Zusätzlich ist mindestens eine Hilfsfahranlage vorgeschrieben zur Rettung von Personen aus dem Schacht. Insbesondere, wenn an den Schacht eine Anforderung als Fluchtweg besteht, ist es unter Umständen sinnvoll, diese Hilfsfahranlage als mittlere Seilfahrtanlage (MSFA) auszuführen, welche für höhere Nutzlasten (d. h. mehr Personen) und Geschwindigkeiten geeignet ist. Eine planerische Anpassung der Schachtscheibe des Schachts 2 ist für die drei Einlagerungskonzepte dieses Vorhabens nicht notwendig. Die größten zu fördernden Abfallgebinde aus dem Konzept „überlagernder ewG“ sind in ihren Maßen identisch (POLLUX®-9) zu denen im Referenzkonzept (POLLUX®-10). Das modifizierte KBS-3 und das multipler ewG Konzept sehen Transfer- und CASTOR®-Behälter vor, deren Größe sich nur im Zentimeterbereich von der eines POLLUX®-10 unterscheidet. Die unterschiedlichen Abfallgebinde bringen andererseits deutlich unterschiedliche Betriebslasten mit sich. Dies beeinflusst die Auslegung der Fördermaschine und sämtlicher Elemente TEC-20-2017-AB 85 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik der Förderanlage und des Förderturms, die die Lasten aus Aufstellung und Betrieb der Anlage aufnehmen. Eine technische Auslegung der Schachtförderanlage ist aber stark teufenabhängig und deswegen in diesem generischen Vorhaben nicht sinnvoll. Abbildung 81 zeigt beispielhaft die übertägigen Einrichtungen einer Schachtförderanlage für den Transport schwerer Lasten. Abbildung 8-1: FKZ 02E11112 Abschlussbericht Beispielhafte Darstellung einer Schachtförderanlage für Gebindetransport 86 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik Die Betriebssicherheit einer Schachtförderanlage zum Transport der Abfallgebinde wurde in /Sindern 2014/ in einer qualitativen Sicherheitsanalyse positiv bewertet. Eine probabilistische Sicherheitsanalyse wurde in /Engelmann 1994b/ durchgeführt. Sie weist das Risiko eines Behälterabsturzes im Schacht dem Restrisiko zu. Neben den üblicherweise in Deutschland vorgesehenen Sicherheitssystemen wurde in Finnland eine zusätzliche Maßnahme zur Minimierung der Restrisiken im Zusammenhang mit einem Ausfall der Schachtförderanlage erwogen. Es wurde die Möglichkeit untersucht, stoßdämpfende Materialen ("Granular lightweight expandable clay aggregate" – LECA) am Schachtboden einzubauen (s. Abbildung 8-2), so dass bei einem Fall des Abfallgebindes bzw. des Förder-korbes in den Schacht das Dämmmaterial die Stoßbelastung dämpfen würde. Dadurch kann die Wahrscheinlichkeit eines Verlusts der Integrität des Abfallgebindes und damit die Wahr-scheinlichkeit einer Freisetzung von radioaktivem Material reduziert werden. Abbildung 8-2: Konzeptzeichnung der Positionierung des LECA shock absorbers /POSIVA 2012b/ Die Leistung der Stoßdämpfer sowie ihre Dimensionierung wurde im Rahmen der Betriebssicherheitsbewertung des Endlagers in Finnland /POSIVA 2012b/ untersucht. Dabei wurden das Verhalten der Abfallgebinde sowie der Stoßdämpfer bei einem Fall des Förderkorbs in den Schacht während des Transports eines Abfallgebindes bestimmt. Das Verhalten der Stoßdämpfer am Schachtboden beim Fall des Förderkorbs während des Transports eines Abfallgebindes wurde modelliert und die Stoßbelastung des Abfallgebindes quantifiziert. Die Eigenschaften des LECA-Materials unter statischen und dynamischen Belastungen wurden in kleinem Maßstab experimentell bestimmt. Außerdem wurde die Integrität des Abfallgebindes unter Stoßbelastungen numerisch simuliert. TEC-20-2017-AB 87 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik Die Übertragbarkeit der Untersuchungen auf ein deutsches Endlagerkonzept hängt wesentlich von der Schachtteufe des Abfallgebindetransportschachts und dem Gewicht der gewählten Abfallgebinde ab. Die Entwicklung des LECA shock absorbers basierte auf einer Schachtteufe von 450 m und einem Abfallgebindegewicht von 19 t bis 29 t. Die Abfallgebindegewichte wären für die Einlagerungsvarianten „Modififiziertes KBS-3-Konzept“ und „multipler ewG“ abdeckend. Die POLLUX®- Behällter zur Einlagerung unter einer sedimentären Überdeckung erreichen allerdings deutlich höhere Gewichte. Für tiefere Schächte und schwerere Abfallgebinde als die untersuchten wären weiterführende Untersuchungen zur Machbarkeit des LECA shock absorbers notwendig. Außerhalb des Anwendungsraumes deutscher Regularien für den Bau und Betrieb von Schachtförderanlagen werden außerdem häufig Fangvorrichtungen eingesetzt. Diese sind in der Lage bei Riss aller Förderseile das frei fallende Fördermittel an den Spurlatten oder dafür vorgesehenen Stahlseilen, die vertikal im Schacht aufgespannt sind, abzubremsen. Üblicherweise werden solche Fangvorrichtungen bei Personentransport und kleineren Nutzlasten eingesetzt. Ähnliche Systeme kommen bei der Beladung von Fördergefäßen mit hohen Nutzlasten zum Einsatz, um selbiges bei Beladung in Position zu halten. Die Nutzlast der Schachtförderanlage in den Einlagerungsvarianten „Modififiziertes KBS-3-Konzept“ und „multipler ewG“ würde den Einsatz von Fangvorrichtungen nach Stand der Technik erlauben. Die POLLUX®- Behällter zur Einlagerung unter einer sedimentären Überdeckung erreichen allerdings deutlich höhere Gewichte, die in den üblichen Einsatzbereichen von Fangvorrichtungen nicht erreicht werden. Grundsätzlich ist zu prüfen, inwieweit der Einsatz von Fangvorrichtungen bei Schachtförderanlagen kompatibel ist zum Sicherheitskonzept der deutschen Regularien und inwieweit durch sie die Sicherheit der Förderanlage tatsächlich verbessert werden kann. 8.1.2 Schachtförderanlage für Personen- und Materialtransport Die bisherige Vorzugsvariante in Endlagerkonzepten in Deutschland für den Transport von Personal und Material zwischen Tagesoberfläche und Endlagerbergwerk ist ebenfalls der Schachttransport. Auch hier existiert ein Referenzkonzept in Form der errichteten und betriebenen Schachtförderanlage des Schachts Gorleben 1. Das Referenzkonzept koppelt Personal- und Materialtransport mit dem Transport von Abraum in einem Fördergefäß in einer einzigen Treibscheibenanlage. In der planerischen Praxis hat sich jedoch herausgestellt, dass dieses Konzept außerhalb eines Endlagers in Steinsalz an die Grenzen seiner Kapazität stößt. Dies ist vor allem durch den höheren Baustoffbedarf begründet, der durch aufwendigere Vortriebs- und Ausbauarbeiten im kristallinen Gestein entsteht. Das für ein Endlager im Kristallingestein ausgewählte Konzept besteht aus zwei getrennten Förderanlagen: Eine Treibscheibenanlage mit Großkorb für Personal und Material und eine Treibscheibenanlage mit Fördergefäß für den Transport von Abraum nach über Tage. Dies erhöht die Freiheitsgrade im Betrieb und insgesamt die Leistungsfähigkeit des Förderschachts. Die Maximalmaße von Transportgütern sind weitgehend unbekannt und können nur durch Erfahrungswerte approximiert werden. Der Volumenstrom an Abraum wiederum kann über das notwendige Hohlraumvolumen pro Abfallgebinde geschätzt werden, unter der FKZ 02E11112 Abschlussbericht 88 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik Voraussetzung, dass Vortrieb und Einlagerung ungefähr parallel voranschreiten. Auf Basis der Daten aus Kapitel 11 kann der anfallende (aufgelockerte) Abraum auf der Basis von 220 Betriebstagen auf ca. 600 bis 1000 m³ pro Tag geschätzt werden. In der Schachtscheibe werden entsprechend Fördermittelgrößen eingeplant, die sich für Schachtförderanlagen mit ähnlichen Förderaufgaben planerisch bewährt haben. 8.1.3 Blindschächte Ein Blindschacht verbindet eine oder mehrere Sohlen eines Bergwerks miteinander und führt nicht zu Tage. Die Planung der Fördertechnik eines Blindschachts erfolgt in ähnlicher Weise wie für einen Tagesschacht. Für die Aufstellung aller fördertechnischen Einrichtungen unter Tage müssen entsprechende Kavernen geschaffen werden. Die Verlagerung aller Elemente einer untertägigen Schachtförderanlage, insbesondere der Bühnen zur Aufstellung der Maschinentechnik, erfolgt zwangsläufig im Gebirge. In diesem Vorhaben ist der Einsatz eines Blindschachts insbesondere im Einlagerungskonzept „multipler ewG“ denkbar, sollten sich Gebirgsbereiche in ewG Qualität in deutlich unterschiedlichen Teufen befinden. 8.2 Transport in geneigten Strecken In der internationalen Endlagerforschung und -entwicklung wird in Endlagerteufen bis ca. 600 m der Transport der Abfallgebinde durch Tagesstrecken (Rampe oder Wendel) nach unter Tage berücksichtigt oder ausgewählt (s. Kapitel 10.2.1). Im Endlagerprojekt Cigéo am Standort Bure/Frankreich zur Vorbereitung des Genehmigungsverfahrens eines Endlagers für radioaktive Abfälle ist eine Rampe mit Seilbahn vorgesehen /POMA 2014/. Die NAGRA plant in /NAGRA 2002/ den Abfallgebindetransport ebenfalls über eine Rampe, doch die Transporttechnik ist die einer Zahnradbahn. Beide Technologien sind prinzipiell geeignet und werden im Folgenden für den Transport der Abfallgebinde näher beschrieben. Die wesentlichen Regelwerke zur Planung von Schrägförderanlagen, zu denen die Standseilbahn eines Endlagerbergwerks gehört, sind /BVOS 2003/ und /TAS 2005/. Die BVOS schließt ihre Anwendung in Wendelstrecken aus. Die Einrichtung einer Standseilbahn in einer Wendelstrecke ist aus technischer Sicht allerdings auch nachteilig aufgrund der permanenten Biegebeanspruchung der Seile. Durch die konstante Kurvenfahrt entstehen auch bei einer Zahnradbahn ungünstige Beanspruchungen. Sowohl für die Standseilbahn als auch für die Zahnradbahn wäre so ein höherer Instandhaltungsaufwand zu erwarten. Für die Erarbeitung eines Streckenquerschnitts ist die Frage nach Rampe oder Wendel allerdings unerheblich. Die NAGRA hat in der Vergangenheit die Betriebssicherheit des Transports von Abfallgebinden mit Zahnradbahnen /Wieser 2014/, Standseilbahnen /Messmer 2014/ und durch automobilen Transport /Ricca 2014/ in ein untertägiges Endlager mit Hilfe von jeweiligen Konzeptplanungen untersucht. Auf diese Arbeiten wird im Folgenden zurückgegriffen. TEC-20-2017-AB 89 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik 8.2.1 Standseilbahn für Gebindetransport in einer zu Tage führenden Rampe Im Arbeitsbericht der NAGRA /Messmer 2014/ wurde ein Konzept für eine Standseilbahn zu einem Endlager in ca. 600 m Teufe mit einer Nutzlast von 80 t entworfen. Die zugehörige Rampe neigt sich mit 30 °. Dieses Konzept kann hier als Referenzkonzept dienen, da die Nutzlast mit 80 t der maximalen Last für Abfallgebindetransport im Konzept mit überlagerndem ewG etwa entspricht (POLLUX®-9 mit Plateauwagen). Auch wurde mit 600 m eine Teufe gewählt, mit der das Konzept auch in diesem Hinblick ausreichend abdeckend ist. Der grundsätzliche Aufbau der Standseilbahn besteht aus einer Bergstation, einer Talstation und der Fahrbahn dazwischen (s. Abbildung 8-3). Im Referenzkonzept ist der Antrieb in der Bergstation, also an der Tagesoberfläche, positioniert. Hier steht eine 1-SeilTrommelförderanlage, die das gesamte Seil in der Länge der Fahrspur mehrlagig aufwickeln kann. Der gesamte Antriebsstrang (Welle, Getriebe, Motor) schließt sich hier an die Trommel an. Abbildung 8-3: Prinzip Schema des Cigéo Standseilbahnprojekts von POMA / ANDRA /POMA 2014/ Die Fahrbahn besteht für den Transport von POLLUX®- Behältern aus einer normalspurigen Bahn (1435 mm) und ist als feste Fahrbahn ausgeführt (ohne Schotter). Für den Transport von Kokillen in Transferbehältern ist nach /Filbert 2010/ ein Plateauwagen mit einer Fahrspur von 1990 mm vorgesehen. Im Gegensatz zum untertägigen Streckentransport findet in einer Tagesstrecke kein Transport einer fertig montierten Einlagerungsvorrichtung statt. Diese Montage wird, analog zu Endlagerkonzepten mit Schachttransport, in den Infrastrukturbereich unter Tage verlegt. Dies bedeutet eine deutliche Ersparnis des Hohlraumvolumens in den Tageszugängen und FKZ 02E11112 Abschlussbericht 90 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik kommt so der Langzeitsicherheit zu Gute. Die größten zu fördernden Abfallgebinde (POLLUX®-9) aus dem Konzept überlagernder ewG sind in ihren Maßen identisch zu denen im Referenzkonzept (POLLUX®-10). Das modifizierte KBS-3 und das multipler ewG Konzept sehen Transfer- und CASTOR®-Behälter vor, deren Größe sich nur im Zentimeterbereich von der eines POLLUX®-10 unterscheidet. Aufgrund der sehr geringen Unterschiede in den Außenmaßen wird nur ein Querschnitt für diese Transporttechnik entwickelt, der für alle Einlagerungskonzepte Gültigkeit besitzt. Es wird davon ausgegangen, dass die für den Schacht- und Streckentransport vorgesehenen Plateauwagen in allen Einlagerungskonzepten auch für den Transport mit einer Standseilbahn geeignet sind. Zu diesem Zweck muss der Plateauwagen über Tage an das Seilbahnfahrzeug angekoppelt werden. Unter Tage findet die Übergabe an die elektrische Bahn des Streckentransports statt. Sollten wider Erwarten doch Gründe gegen diese erweiterte Verwendung der Plateauwagen sprechen, muss der Seilbahntransport auf dafür ausgelegten Transportwagen stattfinden. Die Abfallgebinde müssten dann unter Tage mit Hilfe eines Portalkrans auf einen Plateauwagen zum Streckentransport umgeladen werden. Die übertägige Handhabung der Abfallgebinde findet ebenfalls mit Portalkränen statt. Mit Blick auf die kerntechnischen Risiken einer solchen Anlage muss in Frage gestellt werden, ob die Sicherheit, die durch ein einzelnes Förderseil gewährleistet wird, angemessen ist. In dem Fall, dass zusätzliche Sicherheitseinrichtungen notwendig sind, können sowohl der Einsatz einer Doppeltrommel mit zwei Zugseilen als auch eine Bremsfangvorrichtung auf dem Fahrzeug der Seilbahn vorgesehen werden. Zusätzlich zu der Förderanlage für Abfallgebinde ist nach /TAS 2005/ eine Hilfsfahranlage einzurichten zur Rettung von mitfahrenden Personen auf der Standseilbahn bei Betriebsstörung. Anstatt diese ebenfalls als Seilbahn auszuführen, erscheint es sinnvoller, die Möglichkeit einer Rampe zu nutzen und eine Fahrspur für PKW einzurichten. Über diese ist die Rettung von Personen aus der Tagesstrecke ebenso möglich. Zusätzlich bietet der Fahrweg eine weitere Transportroute für Personal im Kontrollbereich und ermöglicht die Verlagerung eines Teils des Fuhrparks des Endlagers nach über Tage. 8.2.2 Standseilbahn für Personen- und Materialtransport in einer zu Tage führenden Rampe Durch die Verwendung von entsprechenden Transporteinheiten ist das Standseilbahnkonzept aus /Messmer 2014/ ebenfalls geeignet zum Transport von Personal oder Material. Hier liegt ein Vorteil der Standseilbahn gegenüber der Schachtförderung darin, dass die Fördermittel mit relativ geringem Aufwand ausgetauscht und auf die Bedürfnisse des Transportguts angepasst werden können. Bei Bedarf kann so auch Abraum aus den Auffahrungstätigkeiten unter Tage nach über Tage gefördert werden. Die dafür ausgelegten Container müssen maximal 80 t gebrochenes Gestein (entsprechend der Nutzlast der Anlage) im Zugverband fördern können. Bei einer Leistungsberechnung der Förderanlage wird festzustellen sein, dass die Förderspielzeit der Standseilbahn aufgrund des längeren Fahrwegs deutlich oberhalb derjenigen einer Schachtförderanlage liegt. Bei ähnlichen Fördergeschwindigkeiten der TEC-20-2017-AB 91 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik beiden Förderanlagentypen ist die Rampenförderung demnach im Nachteil. Inwieweit sie dies durch eine Erhöhung der Nutzlast kompensiert werden kann, hängt von den spezifischen Randbedingungen der Förderung ab und kann in diesen generischen Überlegungen nicht abschließend beurteilt werden. Für das Lichtraumprofil dieser Förderanlage wird der Konzeptvorschlag aus /Messmer 2014/ übernommen, der auf Containern mit den Maßen 6 m x 3 m x 3 m basiert. Für diese Förderanlage wird eine Bahn mit einer Fahrspur von 1800 mm gewählt, entsprechend der Empfehlung zur Standsicherheit für schwere Transporte aus gleicher Quelle. Zusätzlich ist nach /TAS 2005/ eine Hilfsfahranlage vorzusehen zur Rettung von mitfahrenden Personen bei Betriebsstörung der Standseilbahn. Auch hier wird deshalb eine Fahrspur für PKW eingeplant. 8.2.3 Zahnradbahn für Gebindetransport in einer zu Tage führenden Rampe Zur Planung von Zahnradbahnen ist in Deutschland die Schweizer Eisenbahnverordnung /EBV 2016/ mit ihren Ausführungsbestimmungen /AB-EBV 2016/ anerkannt /Wieser 2014/. Zahnradbahnen werden im Bergbau häufig zur Förderung von Personal oder Schwertransporten eingesetzt in Strecken deren Neigung 15 – 20° übersteigt. Sie sind uneingeschränkt bis zu einer Steigung von 30° einsetzbar. Die Übertragung der Zug- und Bremskräfte der Zahnradbahn erfolgt formschlüssig über eine in die Schiene integrierte Zahnstange /Becker 2014/. Ein weiterer wesentlicher Unterschied zur Seilbahn ist, dass der Antrieb als Teil des Zugfahrzeuges der Zahnradbahn über den gesamten Transportweg mitgeführt wird. Aus Brandschutzgründen wird im Folgenden davon ausgegangen, dass dieser Antrieb elektrisch ist. Im Bergbau sind allerdings die notwendigen Nutzlasten zum Transport von schweren Abfallgebinden (bis zu 85 t) unbekannt, stattdessen wird meist auf Segmente für den Schildausbau der Strebförderung abgestellt, die ca. 35 t erreichen. Größere Lasten im Endlagerbetrieb wurden jedoch in einer Konzeptplanung der NAGRA berücksichtig /Wieser 2014/. Deren Erarbeitung geschah unter den gleichen Randbedingungen wie die Planung des Seilbahnkonzepts und bildet die Grundlage für die folgenden Ausführungen. Die Zahnradbahn besteht aus einer elektrischen Zahnradlokomotive und angekuppelten Wagen (s. Abbildung 8-4). Eine Fahrleitung an der Firste versorgt die Lokomotive mit elektrischem Strom. Wie bei der Seilbahn können die Wagen bedarfsgerecht gestaltet sein und in den Zugverband ein- oder ausgegliedert werden. Es wird auch hier davon ausgegangen, dass die für den Schacht- und Streckentransport vorgesehenen Plateauwagen in allen Einlagerungskonzepten auch für die Ankopplung an die Zahnradlokomotive geeignet sind. Im Gegensatz zum untertägigen Streckentransport findet in einer Tagesstrecke kein Transport einer fertig montierten Einlagerungsvorrichtung statt. Die Ausführungen dazu aus Kapitel 0 gelten entsprechend. Analog zum Regelwerk der Standseilbahn könnte eine zweite Fahrspur im Sinne einer Hilfsfahranlage gefordert werden, um mitfahrende Personen bei einer Betriebsstörung der Zahnradbahn aus der Rampe zu evakuieren. Zu beachten ist, dass eine Standseilbahn durch FKZ 02E11112 Abschlussbericht 92 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik das Förderseil seine eigene Fahrspur bergseitig blockiert und deshalb kein weiteres Fördermittel darauf fahren kann. Im Fall der Zahnradbahn ist dies anders: Da diese ihren Antrieb mitführt, kann zur Rettung darauf befindlicher Personen auch eine zweite Zahnradlokomotive auf der gleichen Fahrspur verwendet werden. Um diese auch bei Stromausfall einsetzen zu können, ist ein Betrieb dieser Rettungs-Lok mit Batterie denkbar. Abbildung 8-4: 8.2.4 Typenskizze Zugkomposition mit Zahnradlokomotive und Transportwagen /Wieser 2014/ Zahnradbahn für Personen- und Materialtransport in einer zu Tage führenden Rampe Abgesehen von den Plateauwagen können ebenfalls Transportwagen für Personal und Material an die Zahnradlokomotive angekoppelt werden. Dieser modulare Aufbau der Förderanlage ist gleichermaßen ein Vorteil der Standseilbahn und der Zahnradbahn. Personaltransport und Transport von Material/Abraum sind durch die Nutzung entsprechender Transportwagen oder einer Zahnradlokomotive mit integrierter Personenkabine ohne weiteres möglich. Wie bei der Standseilbahn wird ebenfalls ein Anhängecontainer der maximalen Maße von 6 m x 3 m x 3 m angenommen, der allerdings durch die Außenmaße der Zahnradlokomotive überdeckt wird. Demnach ist diese selbst auslegungsbestimmend für den Querschnitt. 8.2.5 Automobile Fördertechnik für Gebindetransport in einer zu Tage führenden Rampe oder Wendel Nach heutigem Stand der Technik kann automobile Fördertechnik nicht als ausreichend sicher angesehen werden für den Transport von Abfallgebinden in einem Endlagerbergwerk. Die sicherheitstechnische Betrachtung aus /Ricca 2014/ enthält sich eines abschließenden Fazits und einer einordnenden Bewertung der genannten Risiken. Sie zeigt aber durch ein Ampelfarbensystem, dass insbesondere das Risiko „Zusammenstoß des Förderguts mit den Stößen im Betrieb“ nicht im Bereich eines akzeptablen Restrisikos für eine kerntechnische Einrichtung liegt. Des Weiteren bestehen durch die zweifellos vorhandenen Freiheitsgrade der SKW (Schwerlastkraftwagen)- Fahrer mehr Risiken im Bereich menschlichen Fehlversagens, als das z. B. der Fall wäre bei automatisierter Schachtfördertechnik oder anderen zwangsgeführten Fördersystemen. Aus diesen Gründen werden für Abfallgebindetransport in diesem Vorhaben die zwangsgeführten Systeme bevorzug. Die Betriebssicherheit der auto- TEC-20-2017-AB 93 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik mobilen Förderung könnte durch (Teil-) Automatisierung von SKW auch erhöht werden, vielleicht in ausreichendem Maße, um für den Transport von Abfallgebinden in Frage zu kommen. 8.2.6 Automobile Fördertechnik für Personen- und Materialtransport in einer zu Tage führenden Rampe oder Wendel Automobile Fördertechnik zum Personentransport ist im Bergbau üblich. Dies gilt für Rampen, Wendel und Strecken gleichermaßen. Kleinere Transporteinheiten können ebenfalls in den üblichen PKW oder Kleinbussen transportiert werden. Je nach Teufe wird im Tief- und Tagebau auch automobile Fördertechnik als primärer Transportweg für Abraum und Wertmineral eingesetzt. Fällt die Wahl des Tageszugangs für Personen- und Materialtransport auf eine Rampe, ist also durchaus denkbar, den Abraum aus der Vortriebstätigkeit im sogenannten „Truck and Shovel“ Betrieb zu fördern. Dabei würde ein Radlader oder ein ähnliches tief bauendes Ladegerät das gebrochene Gestein noch in der Vortriebsstrecke auf SKW laden, die den gesamten Transportweg bis zur Halde an der Tagesoberfläche abdecken. Insbesondere in einer Rampe oder Wendel kann es sinnvoll sein, die SKW über Stromabnehmer an einer Oberleitung an das Stromnetz anzuschließen. Dadurch können die Batterien von elektrisch angetriebenen oder mit Hybridmotor versehenen SKW geladen werden. Nachteilig an dieser Variante ist der große Bedarf an freier Querschnittsfläche in den Tageszugängen, welche in der Langzeitbetrachtung die Radionuklidmigration entlang der Strecke begünstigen würde. 8.2.7 Transport in einer Rampe oder Wendel unter Tage Die bisherigen Ausführungen im Kapitel 8.2 gelten in gleicher Weise für Rampen und Wendel unter Tage, die verschiedene (Teil-) Sohlen eines Endlagerbergwerks miteinander verbinden. Es ist zu beachten, dass für eine Standseilbahn unter Tage, ähnlich wie für die Schachtförderanlagen von Blindschächten, entsprechende Kavernen für die Berg- und Talstation vorzusehen sind. Auch muss an den Enden von Rampe oder Wendel genügend Raum für Rangierarbeiten und eventuell notwendige Be- und Entladevorgänge der Wagen von Standseilbahn, Zahnradbahn oder SKW-Flotte vorhanden sein. 8.3 Streckentransport Unter Tage müssen die Abfallgebinde mindestens innerhalb von Querschlägen, Einlagerungsstrecken und Bohrlochüberfahrungstrecken horizontal transportiert werden. Auch die Richtstrecken sind, soweit möglich, söhlig. Die horizontale Streckentransporttechnik unter Tage unterscheidet sich im Wesentlichen im Zugfahrzeug von der geneigten Transporttechnik. Aufgrund von Unterschieden in der technischen Ausführung der existierenden Transporttechnik für Bohrlochlagerung und Streckenlagerung sind die folgenden Ausführungen nach Einlagerungskonzepten getrennt. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 94 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik 8.3.1 Modifiziertes KBS-3-Konzept : Gleisgebundener Gebindetransport in Strecken Die Transporttechnik der beiden Einlagerungskonzepte mit vertikaler Bohrlochlagerung im Kristallingestein basiert auf der bereits erfolgreich getesteten Technik für die Einlagerung im Salz. Der Transportvorgang entspricht dem Stand der Technik /Filbert 2010/. Die Transporttechnik für die Bohrlochlagerung umfasst eine batteriebetriebene Lokomotive und einen Plateauwagen für den Transport der Transferbehälter. Aufgrund der Annahme, dass der Transferbehälter in dieser Variante sich in seinen Maßen nicht von dem aus /Filbert 2010/ unterscheidet, gelten die Ausführungen zum Transport desselben aus Kapitel 8.3.1 in gleicher Weise. Eine konstruktive Auslegung erfolgt in diesem Vorhaben nicht. Die Batterielokomotive ist für den söhligen Transport des Plateauwagens vom Füllort am Schacht bzw. am Fuß von Tagesstrecken bis hin zur Einlagerungsvorrichtung vorgesehen, siehe Abbildung 8-5. Die Spurweite der Gleise beträgt 1.990 mm, um die Überfahrung der Bohrlöcher für die Einlagerung der Kokillen zu ermöglichen. Der Plateauwagen ist zum Transport des Transferbehälters von der Konditionierungsanlage an der Oberfläche bis zum untertägigen Einlagerungsort vorgesehen. Seine Mulde ist dem Transferbehälter entsprechend nachgeformt, inklusive der Tragzapfenaufnahme des Behälters, um ein Verrutschen zu vermeiden. Über eine Deichsel mit Kupplung wird der Wagen an die E-Lokomotive angeschlossen. Auslegungsbestimmend mit Blick auf das notwendige Lichtraumprofil der Transporttechnik ist allerdings die Einlagerungsvorrichtung. Abbildung 8-5: Batterie Lokomotive mit Energieteil Transferbehälter (rechts) /Filbert 2010/ (links) und Plateauwagen mit Die Besonderheit des Transferbehälters besteht darin, dass an jedem Ende eine Schleuse angebracht ist, die es ermöglichen soll, den Behälter unter Tage unter Einhaltung der Vorgaben des Strahlenschutzes zu entladen. Zu diesem Zweck muss der Endlagerbehälter mit dem Greifer der Einlagerungsvorrichtung leicht angehoben und die Schleuse des Transferbehälters fest mit der Bohrlochschleuse verbunden sein. Erst dann lassen sich die Flachschieber der Schleusen öffnen. TEC-20-2017-AB 95 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik 8.3.2 Multipler ewG: Gleisgebundener Gebindetransport in Strecken Unterschiede zur Transporttechnik des modifizierten KBS-3-Konzepts ergeben sich aus dem leichteren Abfallgebinde aufgrund der dünneren Kupferhülle. Aufgrund der Annahme, dass der Transferbehälter in dieser Variante sich in seinen Maßen nicht von dem aus /Filbert 2010/ (s. Kapitel 6) unterscheidet, gelten die Ausführungen zum Transport desselben aus Kapitel 8.3.1 in gleicher Weise. Eine konstruktive Auslegung erfolgt in diesem Vorhaben nicht. Für den Transport der kupferummantelten CASTOR®- Behälter dient eine Transporttechnik ähnlich der, die in 8.3.3 beschrieben wird. Auch hier findet eine konstruktive Anpassung der Transporttechnik nicht statt. 8.3.3 Überlagernder ewG: Gleisgebundener Gebindetransport in Strecken Die Transporttechnik von POLLUX®-3 und POLLUX®-9 Behältern im Kristallingestein basiert auf der bereits erfolgreich getesteten Technik für den Transport in einem Endlager in Salzgestein. Der Transportvorgang entspricht dem Stand der Technik /Engelmann 1995/. Die Transporttechnik für die Streckenlagerung umfasst eine batteriebetriebene Lokomotive und einen Plateauwagen für den Transport der Abfallgebinde. Die Spurweite der Gleise beträgt 1.435 mm (Normalspur). Bei einer konstruktiven Auslegung der Fördertechnik für einen POLLUX®-3 Behälter wäre zu prüfen, inwieweit die Möglichkeit besteht, das notwendige Hohlraumvolumen z. B. durch die Verwendung einer Schmalspur zu minimieren. Die Batterielokomotive ist für den söhligen Transport des Plateauwagens vom Füllort am Schacht bis hin zur Einlagerungsvorrichtung vorgesehen, siehe Abbildung 8-5 (links). Die Spurweite der Gleise beträgt 1.435 mm. Der Plateauwagen (s. Abbildung 8-6) ist zum Transport des POLLUX® Behälters von der Konditionierungsanlage an der Oberfläche bis zum untertägigen Einlagerungsort vorgesehen. Seine Mulde ist dem Behälter entsprechend nachgeformt, inklusive der Tragzapfenaufnahme des Behälters, um ein Verrutschen zu vermeiden. Über eine Deichsel mit Kupplung wird der Wagen an die E-Lokomotive angeschlossen. Auslegungsbestimmend mit Blick auf das notwendige Lichtraumprofil der Transporttechnik ist allerdings die Einlagerungsvorrichtung. Es ist grundsätzlich denkbar, auch in diesem Einlagerungskonzept den Plateauwagen aus Kapitel 8.3.1 zu verwenden. Dies wurde schon in /GRS 2011b/ vorgeschlagen, allerdings noch nicht ingenieurtechnisch geprüft bzw. umgesetzt. Der Vorteil bestünde in der Verkleinerung der Streckenhöhe, da jener Plateauwagen tiefer baut. Für dieses Vorhaben wird weiterhin der Stand der Technik für den Transport von POLLUX ®- Behältern angenommen /Engelmann 1995/. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 96 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik Abbildung 8-6: 8.3.4 Schemazeichnung Plateauwagen mit POLLUX- Behälter /Engelmann 1995/ Personal- und Materialtransport in Strecken Der Personalaufwand in einem Endlager ist insbesondere während der Auffahrungstätigkeiten hoch. Da diese teilweise in einigen Kilometern Entfernung von den Förderschächten stattfinden, müssen geeignete Maßnahmen zum Transport des Personals zu allen Betriebspunkten vorgesehen werden. Für Individualverkehr und Kleingruppen hat sich die Nutzung von PKW und Kleinbussen bewährt. Es ist auch grundsätzlich möglich, den gesamten Personenverkehr über automobilen Transport abzudecken. Alternativen aus dem Bergbau wie Bandfahrung oder Zugverkehr sind für ein Endlager wenig sinnvoll. Für fest installierte Fördersysteme muss eine Abwägung getroffen werden mit Blick auf das dafür notwendige zusätzliche Hohlraumvolumen, dessen Minimierung ein Auslegungsziel nach bisherigen Sicherheitskonzepten darstellt. Zusätzlich ist die Unterteilung des Grubengebäudes in Strahlenschutzbereiche und die damit verbundene Teilung der Transportwege zu berücksichtigen. Für dieses Vorhaben stellt automobiler Transport von Personal die Vorzugsvariante dar. Materialtransport in Strecken in Hinblick auf kleinere Güter kann ebenfalls automobil erfolgen. Auch Radlader können dafür zu Verfügung stehen. Abraum wiederum wird aus dem diskontinuierlichen Sprengvortrieb, welcher die Vorzugsvariante zur Streckenauffahrung in diesem Vorhaben darstellt, mit Hilfe von Radladern/LHD und SKW gefördert (s. Abbildung 87). Diese Förderung führt entweder zu einem Abraumbunker am Schacht, über den der Abraum dann zu Tage geführt wird, oder direkt über eine Tagesstrecke an die Oberfläche. Abbildung 8-7: TEC-20-2017-AB Beispielhafter SKW und Tieflader zur Haufwerksaufnahme und zum Transport 97 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik 8.4 Einlagerungstechnik Im Gegensatz zur Transporttechnik unterscheidet sich die Einlagerungstechnik zwischen den Einlagerungskonzepten zum Teil deutlich. Während das modifizierte KBS-3-Konzept und die Einlagerung im Multiplen ewG das Verfahren der vertikalen Bohrlochlagerung nutzen, werden die Abfallgebinde im Konzept des überlagernden ewG in Strecken eingelagert. Aus diesem Grund wird die Einlagerungstechnik für die Einlagerungskonzepte getrennt beschrieben. 8.4.1 Modifiziertes KBS-3-Konzept Die Einlagerungstechnik der vertikalen Bohrlochlagerung im Kristallingestein basiert auf der bereits erfolgreich getesteten Technik für die Einlagerung im Salz. Der Einlagerungsvorgang entspricht dem Stand der Technik /Filbert 2010/. Die notwendigen Anpassungen an die veränderten Randbedingungen für das modifizierte KBS-3-Konzept im Kristallingestein bestehen insbesondere im höheren Gewicht der Abfallgebinde aufgrund der Kupferummantelung und der Anpassung des Greifers an den Kokillenkopf. Der verkürzte Förderweg (resultierend aus der verkürzten Bohrlochlänge) und das damit einhergehende geringere Seilgewicht erlaubt auch eine Anpassung der Seilwinde. Weitere Optimierungen in Bezug auf die Bauhöhe bzw. das gesamte Lichtraumprofil der Einlagerungsvorrichtung wären zu prüfen. Eine konstruktive Auslegung erfolgt in diesem Vorhaben nicht. Die technische Machbarkeit dieser Anpassungen wird aber positiv bewertet. Die Einlagerungstechnik für die Bohrlochlagerung umfasst die Einlagerungsvorrichtung (ELV) und die Bohrlochschleuse. Die Einlagerungsvorrichtung (s. Abbildung 8-8) ist in der Lage, den Transferbehälter vom Plateauwagen aufzunehmen und in die Vertikale zu drehen. Des Weiteren besitzt sie mit der Abschirmhaube die Möglichkeit, den Transferbehälter kopfseitig zu öffnen, um dann den Greifer der Winde am Kopf der innen liegenden Kokille anzuschlagen und sie dann leicht anzuheben. Über den Elektromotor der Winde kann die Kokille dann nach dem Öffnen des unteren Deckels des Transferbehälters und der Bohrlochschleuse in das Bohrloch versenkt werden. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 98 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik Abbildung 8-8: Prototyp der Einlagerungsvorrichtung (ELV) am Versuchsstand, /Filbert 2010/ Die Bohrlochschleuse (s. Abbildung 8-9) erfüllt mehrere Funktionen. Sie schützt die Umgebung vor Strahlung aus dem unversetzten Bohrloch, sie ermöglicht den Zugang zum Bohrlochinneren, sie sorgt für die Verriegelung zwischen sich und dem Transferbehälter und sie garantiert die richtige Positionierung des Transferbehälters. Entgegen dem ursprünglichen KBS-3-Konzept wird die Bohrlochschleuse als integraler Bestandteil der Einlagerungstechnik vorgesehen. Insbesondere bei Funktionsstörungen der Einlagerungsvorrichtung ist nach Stand der Technik Personaleinsatz notwendig und nur mit Hilfe der Schleuse immer strahlengeschützt möglich. Abbildung 8-9: Bohrlochschleuse, /Filbert 2010/ Für die Verwendung der Einlagerungstechnik ist ein Bohrlochkeller vorgesehen, der die Bohrlochschleuse aufnimmt und ausreichend Platz für die Drehung des Transferbehälters in die Vertikale ermöglicht. Dieser wird für dieses Vorhaben angepasst. Die Motivation dafür entspringt zwei Aspekten: Im Vergleich zu vertikaler Bohrlochlagerung im Salz sind die Bohrlöcher sehr kurz. Ein Sicherheitsabstand zwischen den Bohrlöchern aufgrund von Bohrungenauigkeiten ist nicht notwendig. TEC-20-2017-AB 99 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik Durch die Einlagerung einzelner Behälter sind die thermisch notwendigen Abstände zwischen den Bohrlöchern vergleichsweise klein und liegen unterhalb der Länge der bisher verwendeten Bohrlochkeller. Zur Minimierung des Flächenbedarfs des Endlagers ist deshalb eine Optimierung insbesondere der Bohrlochkellerlänge geboten. Für die Einlagerungsvorrichtung nach Filbert 2010/ war ein Bohrlochkeller von 2,85 m Tiefe, 2,2 m Breite und 5,5 m Länge vorgesehen. Am Versuchsstand wurde die Länge des Bohrlochkellers auf 7,0 m erhöht, um zu beiden Seiten der Bohrlochschleuse Schockabsorber platzieren zu können. Für den Normalbetrieb sind diese Schockabsorber nicht vorgesehen. Die Dimensionierung des Bohrlochkellers erfolgte im Wesentlichen nach den geometrischen Randbedingungen des Schwenkprozesses des Transferbehälters und sollte auch den Zugang im Falle einer Betriebsstörung erleichtern. Für die Einlagerungskonzepte modifiziertes KBS-3-Konzept und multipler ewG wird die Größe des Bohrlochkellers angepasst. Die Breite des Kellers wird auf 2,0 m reduziert. Die Tiefe beträgt weiterhin 2,85 m. Die Länge und der erforderliche Aushub werden auf ein Mindestmaß reduziert. Die Schwenkrichtung des Transferbehälters wird auf eine Richtung beschränkt. Auf der Seite der gesperrten Schwenkrichtung wird der Abstand zwischen Bohrlochkellerwand und Bohrlochachse um einen Meter reduziert. Auf der Seite der Schwenkrichtung des Transferbehälters wird die Bohrlochwandung ebenfalls näher an die Bohrlochachse gelegt und abgeschrägt, siehe Abbildung 8-10. Der Bohrlochkeller erhält somit eine trapezförmige Gestalt. Das Volumen das Bohrlochkellers verringert sich von 34,5 m³ auf 19,5 m³. Abbildung 8-10: FKZ 02E11112 Abschlussbericht Skizze Bohrlochkeller alt (links) und Bohrlochkeller für modifiziertes KBS-3-Konzept (rechts) 100 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik 8.4.2 Multipler ewG Unterschiede zur Einlagerungstechnik des modifizierten KBS-3-Konzeptes ergeben sich aus dem leichteren Abfallgebinde aufgrund der dünneren Kupferhülle. Da keine konstruktive Auslegung der Einlagerungsvorrichtung in diesem Vorhaben erfolgt, gelten für die Einlagerung der kupferummantelten Kokillen die Ausführungen aus Kapitel 8.4.1 analog. Im Falle der Einlagerung der kupferummantelten CASTOR®- Behälter wird das Konzept der Streckenlagerung wie in Kapitel 8.4.3 für die POLLUX®-Behälter verfolgt. Die dort beschriebene Einlagerungsvorrichtung kann sinngemäß auch für die CASTOR®-Behälter eingesetzt werden. Eine entsprechende konstruktive Auslegung erfolgt in diesem Vorhaben nicht. 8.4.3 Überlagernder ewG Für das Konzept "Überlagernder ewG" ist eine Einlagerung der Behälter aufbauend auf dem Konzept der horizontalen Streckenlagerung vorgesehen. Die Einlagerungstechnik basiert auf dem erprobten Konzept der Streckenlagerung im Salzgestein /Engelmann 1995/ und berücksichtigt die in /Bollingerfehr 2014/ und /Herold 2016b/ erarbeiteten Anpassungen zur Gewährleistung einer Rückholbarkeit entsprechend der Sicherheitsanforderungen /BMU 2010a/. Der Prototyp wurde im Rahmen des FuE-Programms zur Direkten Endlagerung ausgedienter Brennelemente /Engelmann 1995/ geplant, gefertigt und im Dauereinsatz erfolgreich erprobt (s. Abbildung 8-11). Die Hauptkomponenten der Vorrichtung sind: der starre Grundrahmen mit vier Spindelhubtriebe als Hubeinrichtung, einer Rahmenkonstruktion zum Aufnehmen, Halten und Tragen von Endlagerbehältern mit Lasten von bis zu 65 t sowie deren Übergabe auf einen Transportwagen, ein Steuerstand und Raupenfahrwerk. Die wesentlichen Handhabungsschritte dieser Einlagerungsvariante sind: Einlagerungsvorrichtung steht am Einlagerungsort bereit Transportsystem fährt unter die Einlagerungsvorrichtung Einlagerungsvorrichtung greift Behälter und hebt diesen an Transportsystem fährt aus Einlagerungsstrecke Einlagerungsvorrichtung legt Behälter ab Die verschiedenen Abfälle werden in unterschiedliche Behälter verpackt (s. Kapitel 6). Anders als im Konzept für Salzgestein werden alle Behälter auf einem Sockel aus quellfähigen und geringpermeablen Material (z. B. Bentonit) abgelegt (s. Kapitel 5). Der Einsatz eines solchen Bufferelements als Sockel bedingt eine Anpassung der Einlagerungstechnik. Die Einlagerungsvorrichtung muss den Behälter vor dem eigentlichen Ablageort aufnehmen und den Behälter dann zum Sockel (Ablageort) verfahren. Ein Konzept für eine Rückholungsvorrichtung, die dazu in der Lage wäre, wurde in dem FuE Vorhaben ERadionuklideESTA (Förderkennzeichen 02E11294, /Herold 2016b/) entwickelt und wird zurzeit auf Anwendbarkeit für die Einlagerung geprüft. Vorbehaltlich eines positiven Ergebnisses dieser Prüfung wird diese Rückholungsvorrichtung als Einlagerungsvorrichtung in diesem Vorhaben eingeplant. TEC-20-2017-AB 101 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik ® Abbildung 8-11: Versuchsstand zur Demonstration der Streckenlagerung von POLLUX Behältern (Engelmann 1995) Diese modifizierte Einlagerungsvorrichtung in Strecken (mELVIS) basiert auf dem existierenden und bereits erprobten Prototyp der Einlagerungsvorrichtung in Strecken (s.o.). Die Hauptkomponenten der mELVIS sind: der starre Grundrahmen mit vier Stempeln als Hubeinrichtung, einer Rahmenkonstruktion zum Aufnehmen, Halten und Tragen von Endlagerbehältern ohne das Nutzen der Tragzapfen mit Lasten von bis zu 65 t sowie deren Übergabe auf einen Transportwagen, ein Steuerstand und Raupenfahrwerk. Die mELVIS ist kompakt gebaut, um untertage Streckenquerschnitte effektiv nutzen zu können. Sie ist über kurze Distanzen selbstfahrend und kann so den Transport der Endlagerbehälter bis zum Übergabepunkt auf den Transportwagen realisieren. Das Fehlen einer Gleisführung wiederum stellt einen Nachteil in Hinblick auf die Betriebssicherheit dar. Auch wurde die mELVIS für die Rückholung entwickelt. Demnach wurde der notwendige lichte Querschnitt der Vorrichtung nicht unter dem Gesichtspunkt seiner Minimierung betrachtet. Im Lichte dieser Fragestellungen wäre die Entwicklung einer angepassten Einlagerungsvorrichtung bei Weiterverfolgung dieses Einlagerungskonzepts sinnvoll. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 102 TEC-20-2017-AB Transport- und Einlagerungstechnik Abbildung 8-12: Darstellung mELVIS im angehobenen Zustand, mit Behälter /Herold 2016b/ TEC-20-2017-AB 103 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Transport- und Einlagerungstechnik FKZ 02E11112 Abschlussbericht 104 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte 9 Verfüll- und Verschlusskonzepte Im Folgenden werden mögliche Verfüll- und Verschlusskonzepte für die verschiedenen Endlagerkonzepte für Kristallingesteine auf grob konzeptuellen Level beschrieben. Da keine Daten für potenzielle Endlagerstandorte in deutschen Kristallinformationen vorliegen, sind die auf die Barrieren einwirkenden Lasten nicht bekannt und sowohl die Auswahl der Baumaterialien wie auch die Dimensionierung der Barrieren können nur als Abschätzungen erfolgen. Grundlagen hierfür bildeten einerseits die für skandinavische /SKB 2010e-h/, /POSIVA 2012a/ und russische /Jobmann 2008/, /Jobmann 2016a/ Kristallinstandorte und andererseits für Salz- und Tonformationen /GRS 2012b/, /GRS 2012c/, /Jobmann 2017/ entwickelten Konzepte. Die französischen /ANDRA 2005/ und schweizer /NAGRA 1994/ Kristallinkonzepte sind auf einem generischen Level. Die speziellen Anforderungen an die Endlagerung in Deutschland schränken die Verwendung von Daten oder Konzepten aus anderen Ländern stark ein: die HAW Abfallinventare umfassen neben den ausgedienten Brennelementen, auch MOX-Brennelemente und Wiederaufarbeitungsabfälle, laut Regelwerk /BMU 2010a/ sind Rückholbarkeit und Bergbarkeit der Abfallgebinde zu berücksichtigen, der sichere Einschluss der Radionuklide ist für einen Zeitraum von 1 Mio. Jahren zu zeigen. Bei den skandinavischen Konzepten z. B. sind MOX und Wiederaufarbeitungsabfälle nicht berücksichtigt und werden nur die grundsätzliche technische Machbarkeit der Rückholbarkeit in der Betriebsphase, aber keine Anforderungen an die Bergbarkeit in der Nachverschlussphase berücksichtigt. Der Nachweiszeitraum beträgt nur 100.000 Jahre. Mögliche Anpassungen der Barrierenkonzepte wurden bereits in /Jobmann 2016a/ diskutiert. Für die betrachteten Barrieren ist der Nachweis zu führen, dass sie im Zusammenspiel eine Rückhaltung der Radionuklide über einen Zeitraum von 1 Mio. Jahren gewährleisten. 9.1 Verfüll-/Verschlusskonzept für das modifizierte KBS-3-Konzept Das KBS-3-Konzept unterstellt, dass das Wirtsgestein Granit klüftig und wasserführend ist /SKB 2010g/. Die Rückhaltung der radioaktiven Abfallstoffe wird durch den Kupferbehälter und den Buffer gewährleistet. Alle anderen Versatz- und Verschlussmaßnahmen dienen dem Erhalt dieser Barriere, wobei die Funktionsfähigkeit der einzelnen Maßnahmen verschiedene Zeitphasen betrifft. Von den Eigenschaften der Barriere Wirtsgestein wird im Hinblick auf die Rückhaltung der Radionuklide nur begrenzt Kredit genommen (ewB-Konzept). Das im Rahmen des FuE-Vorhabens KONEKD entworfene Verfüll- und Verschlusskonzept für das orientiert sich am skandinavischen Konzept, wobei – entsprechend dem längeren TEC-20-2017-AB 105 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Nachweiszeitraum in Deutschland – auch eine längere Funktionsdauer der Barrieren angestrebt wird. Die Verfüllung / der Verschluss der Grubenräume dient im Wesentlichen dazu den advektiven Lösungstransport durch die Grubenräume zu begrenzen und dadurch eine Erosion des Buffers sowie die Ausbildung eines höher durchlässigen Transportpfades zu vermeiden, und einen Stützdruck auf die Hohlraumkontur zu erzeugen und damit das Gebirge mechanisch zu stabilisieren. So soll eine Ausweitung der Auflockerungszone bzw. ein Aufreißen von Rissen im Gebirge verhindert werden. Abbildung 9-1: Verfüll- und Verschlusskonzept für das geplante Endlager im Granit in Schweden, Grubengebäude /SKB 2010g/ In die Einlagerungsbohrlöcher werden kupferummantelte Behälter eingelagert, die eine Funktionsdauer von 1 Mio. Jahren haben. Der umgebende Bentonitbuffer verhindert das mechanische Lasten (z. B. Scherbewegungen an Klüften) unmittelbar auf den Behälter wirken, er begrenzt den Lösungszutritt bzw. die Radionuklidfreisetzung und puffert das hydrochemische Milieu. Das Verfüll- und Verschlusskonzept für das restliche Grubengebäude besteht aus den folgenden Maßnahmen /SKB 2010g/ (vgl. Abbildung 9-1): FKZ 02E11112 Abschlussbericht 106 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Verfüllung von Schacht und Rampe bestehend aus einer unteren Tonverfüllung und ei- ner oberen Verfüllung mit kompaktiertem, zerkleinerten Ausbruchsmaterial, Versatz der Bohrlochüberfahrungsstrecken über den Einlagerungsbohrlöchern mit Ben tonitblöcken /SKB 2010f/, Versatz der Zugangs- und Transportstrecken mit einem Bentonitgemisch bzw. Ton, Versatz der übrigen Grubenbaue mit kompaktiertem, zerkleinertem Ausbruchsmaterial, Streckenverschlüsse zum Verschluss der Bohrlochüberfahrungsstrecken, Streckenverschlüsse zur Abgrenzung hoch transmissiver Zonen, und Abdichtungen von Erkundungsbohrungen. Als Anpassung an die abweichenden deutschen Inventare (z. B. MOX-BE) wurde das skandinavische Behälterkonzept modifiziert und durch eine kupferummantelte "BSK-3"-Kokille (BSK-Cu genannt) ersetzt. Die Einlagerung findet in vertikalen, 11,35 m tiefen Bohrlöchern (Durchmesser. ca. 1,30 m) statt. In diese werden die BSK und der umgebende Buffer eingebracht. Die geometrischen Unterschiede bezüglich der Einlagerungsbohrung und der Bohrlochüberfahrungsstrecken zum skandinavischen Konzept resultieren aus den Abmessungen der modifizierten BSK-Cu und der vorgesehenen Einlagerungstechnik. Bezüglich der Rückholbarkeit wurde auf das SKB-Konzept zurückgegriffen, dessen technische Machbarkeit durch einen Demonstrationsversuch gezeigt wurde /SKB 2015b/. Abbildung 9-2: TEC-20-2017-AB Einlagerungsschema für das Bohrlochlagerungskonzept Typ 1 (modifiziertes KBS-3-Konzept) 107 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Die einzelnen Komponenten des Barrierensystems werden im Folgenden beschrieben. 9.1.1 Buffer Nach der Erstellung des Bohrlochs werden Bentonitscheiben und -ringe aus hoch kompaktierten Buffermaterial eingebracht (Abbildung 9-2). Funktionen 1) mechanischer Schutz des Endlagerbehälters 2) die Verzögerung einer Lösungsbewegung zu und vom Abfallgebinde (und damit Verzögerung der Korrosion) durch eine langsame Aufsättigung und Quellen des Buffers und die hieraus resultierende Verringerung der Permeabilität 3) Stabilisierung des Bohrlochs 4) Stabilisierung des hydrochemischen Milieus 5) Rückhaltewirkung für Radionuklide (relevant falls aus Behältern mit unerkannten Defekten bereits in der frühen Nachverschlussphase Radionuklide freigesetzt werden) Funktionsdauer Als Funktionszeitraum werden 1 Mio Jahre angesetzt. Auslegungsanforderungen: Hydraulische Anforderungen: Geringe Durchlässigkeit für Lösung; ausreichende Durchlässigkeit für Gas, um das Aufbauen eines hohen Gasdruckes durch thermische Expansion sowie durch Gasbildung infolge Metallkorrosion und Radiolyse zu vermeiden. Mechanische Anforderungen: Gewährleistung der Lagestabilität der Kokille. Der einzustellende Quelldruck des Bentonitbuffers darf das Minimalspannungskriterium nicht verletzen, um das Gebirge nicht weiter zu schädigen. Thermische Anforderungen: Keine signifikanten thermisch bedingten Materialveränderungen über den Funktionszeitraum im Bereich der Auslegungstemperatur. Chemische Anforderungen: Rückhaltevermögen für Radionuklide, bestmögliche Kompatibilität mit den Formationswässern . Biologische Anforderungen: Die Einbautrockendichte soll so gewählt werden, dass die Dichte im wassergesättigten Zustand nach dem Quellen des Buffers den Wert von >2.200 kg/m³ erreicht. Dadurch ist der Lebensraum für Mikroben stark eingeschränkt. Technisches Design Das Bohrloch wird unterhalb des Bohrlochkellers mit einem Buffer gefüllt, der aus hoch kompaktierten, 0,5 m hohen Bentonitscheiben und -ringen mit einem Durchmesser von 1,20 m besteht. Der Innendurchmesser der Bentonitringe beträgt 0,60 m. Die Bentonitscheiben bilden im Bohrlochtiefsten einen 1 m starken Boden. Die Herstellung der Bentonitscheiben und -ringe sowie ihr Einbau wurden für das skandinavische Konzept bereits erprobt /Kawakami FKZ 02E11112 Abschlussbericht 108 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte 2001/, /Gatabin 2008/, /SKB 2010b/. Der Ringspalt zwischen den Bentonitringen / -scheiben und dem umgebenden Kristallingestein, der u. a. zum Ausgleich der Einbautoleranzen dient, wird mit Bentonitpulver aufgefüllt. Bis 5,35 m unterhalb der Sohle der Bohrlochüberfahrungsstrecke folgen 30 cm breite Tonringe, deren innere Öffnung dem Durchmesser der Kokille entspricht. Zum Abschluss werden fünf, 0,5 m hohe Bentonitscheiben eingebracht. Funktionalitätsnachweise für die Bentonit-Barrieren wurde durch Labor- und In-situ-Versuche (z. B. TSX-Großversuch) erbracht /Chandler 2002/. Im Hinblick auf die Langzeitstabilität soll der Bentonit-Typ entsprechend den hydro- und geochemischen Eigenschaften am Standort ausgewählt werden. Während in den skandinavischen Kristallin-Konzepten ein Na-Bentonit Referenzmaterial ist /SKB 2010e/, /SKB 2010h/, wurde im belgischen SAFIR-Projekt sowie in mehreren deutschen FuEProjekten (ERATO, ELSA, ANSICHT) ein Ca-Bentonit als Referenzmaterial für geotechnische Barrieren in Ton- und Salzgesteinen verwendet /ONDRAF/NIRAS 2001/, /Engelhardt 2011a/, /Engelhardt 2011b/, /Pöhler 2010/, /Jobmann 2016b/, /Jobmann 2017/. Aufgrund der fehlenden Kenntnisse über die Hydrochemie Endlagerstandorts im Kristallin in Deutschland kann eine abschließende Wahl des Bentonittyps nicht erfolgen. Als Arbeitshypothese wird in diesem Vorhaben grundsätzlich ein Ca- Bentonit angenommen. Dies hat auch praktische Gründe: Durch u. a. die vorgenannten Forschungsvorhaben ist der Stand des Wissens in Bezug auf den Ca- Bentonit in Deutschland höher. Die Trockendichte des kompaktierten Bentonits, mit der die hydraulischen und mechanischen Eigenschaften des Materials eingestellt werden, soll ca. 2.000 kg/m³ betragen. Die resultierende Feuchtdichte von > 2.600 kg/m³ nach der Aufsättigung führt zu geringen Permeabilitäten von < 10-18 m² und schränkt den Lebensraum für Mikroben stark ein. Mit zunehmender Aufsättigung und damit erhöhtem Wassergehalt verbessert sich die Wärmeleitfähigkeit des Buffers leicht /Yildizdag 2008/. Bei Bedarf kann durch Sandbeimengungen die Wärmeleitfähigkeit und die mechanische Stabilität des Buffers erhöht /ANDRA 2005/ werden. Nachteilig bei einer Sandbeimischung ist, dass der Porenraum vergrößert wird, wodurch sich der Lebensraum für Mikroben und damit die Mikrobenpopulation vergrößert, was zu einer erhöhten mikrobiellen Korrosionsaktivität an den Kokillen führen kann. Dies könnte durch Bakterizide begrenzt werden. Es wird erwartet, dass das Quell- und Sorptionsvermögen des Bentonits in begrenztem Umfang durch mikrobielle Aktivitäten beeinflusst werden kann /Carlson 2007/, /Gaudin 2009/, /Herbert 2011/. In den technischen Nachweisen ist zu zeigen, dass der Buffer trotzdem die vorgesehenen Funktionen erfüllen kann. TEC-20-2017-AB 109 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte 9.1.2 Hartgesteinswiderlager Funktion 1) den Buffer in seiner Position fixieren Funktionsdauer Entspricht der Funktionsdauer des Buffers von 1 Mio. Jahren Auslegungsanforderungen: Hydraulische Anforderungen: Keine. Mechanische Anforderungen: Muss dem Quelldruck des Buffers, den thermomechanischen Spannungen durch die wärmeentwickelnden Abfälle und dem lithostatischen Druck des Gebirges standhalten. Thermische Anforderungen: Keine signifikanten thermisch bedingten Materialveränderungen unter den von den Abfällen produzierten örtlichen Temperaturverläufen. Chemische Anforderungen: bestmögliche Kompatibilität mit den Formationswässern. Technisches Design Das Bohrlochverschlusskonzept geht von einem Hartgesteinswiderlager aus, das im Bohrlochkeller erstellt wird. Das Widerlager kann aus zerkleinertem Ausbruchmaterial erstellt werden. Die exakte Dimensionierung des Widerlagers muss nach einer detaillierten ingenieurtechnischen Bemessung ggf. angepasst werden. Das entsprechende skandinavische Konzept verzichtet bisher auf einen Bohrlochkeller zur Aufnahme der Bohrlochschleuse sowie auf ein separates Widerlager darin und nimmt stattdessen nur von der Verfüllung der Bohrlochüberfahrungsstrecke mit Bentonit-Versatz Kredit. Durch das Quellen dieses Versatzes wird ein Stützdruck erzeugt, der ebenfalls verhindern soll, dass der Buffer aus dem Einlagerungsbohrloch quillt. Aufgrund der höheren Anforderungen an den Buffer, die aus dem längeren Nachweiszeitraum für das deutsche Konzept resultieren, und aufgrund von Vorteilen für den ingenieurtechnischen Nachweis, wird hier vom skandinavischen Konzept abgewichen und stattdessen im deutschen Konzept ein Widerlager vorgesehen. 9.1.3 Verschlüsse am Zugang der Bohrlochüberfahrungsstrecken Funktionen Begrenzung von advektiven Lösungsbewegungen FKZ 02E11112 Abschlussbericht 110 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Funktionsdauer Bis zur Verfüllung der sich anschließenden Grubenbaue und erfolgter Aufsättigung des dort verwendeten Verfüllmaterials. Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: hydraulische Leitfähigkeit: < 10-10 m/s (Permeabilität < 10-17 m²). Dies ist als erste Arbeitshypothese zu verstehen. Eine Konkretisierung sollte im Zuge der Prüfung des Advektionskriteriums erfolgen /Jobmann 2017/. Mechanische Anforderungen: Stabilität gegenüber dem auflaufenden Gebirgsdruck, dem Fluiddruck und dem Quelldruck des Bentonits im Buffer / Versatz. Thermische Anforderungen: Keine signifikanten thermisch bedingten Materialveränderungen über den Funktionszeitraum entsprechend den auftretenden Temperaturen Chemische Anforderungen: Über den vorgesehenen Funktionszeitraum chemisch stabil, bestmögliche Kompatibilität mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern. Technisches Design Als Referenzkonzept wird hier auf das schwedische Konzept für den Verschluss der Bohrlochüberfahrungsstrecken zurückgegriffen (Abbildung 9-3). Dieses Konzept wird derzeit im schwedischen Untertagelabor Äspö im Rahmen des In-situ-Versuchs DOMPLU (Dome Plug) erprobt /SKB 2010f/, /SKB 2015a/. Dieses Konzept sieht vor, dass der Verschluss auf der Einlagerungsseite an den Versatz / Buffer der Bohrlochüberfahrungs- bzw. Einlagerungsstrecken angrenzt. Auf der anderen Seite wird das Dichtelement durch ein Betonwiderlager in seiner Position gehalten, dass aus einem niedrig-pH-Zement besteht. Auf eine Bewehrung wird verzichtet. Im Hinblick auf die Langzeitstabilität ist zu prüfen, ob das Betonwiderlager durch ein Widerlager aus Hartgesteinsschotter ersetzt werden kann. Das Dichtelement soll aus hoch kompaktierten Bentonitblöcken und -peletts mit zugemischtem Bentonitpulver bestehen. Die Art des Bentonits ist entsprechend den hydrochemischen Verhältnissen auszuwählen. Im Folgenden wird der gut untersuchte Ca-Bentonit als Referenzmaterial verwendet /Engelhardt 2011a/, /GRS 2012b/, /ONDRAF/NIRAS 2001/. Der Bentonit soll eine Einbau eine Trockendichte von > 1.500 kg/m³ (Wassergesättigte Dichte von > 2.000 kg/m³) aufweisen, damit eine geringe Permeabilität (10-17 bis10-18 m2) erreicht wird. Das Quell- und Verformungsverhalten dieser Tone bei Kontakt mit Wasser stellt sicher, dass Resthohlräume nach der Errichtung des Dichtelementes geschlossen werden und ein bündiger Kontakt mit der Streckenkontur entsteht. Der Quelldruck soll nach der Aufsättigung das Minimalspannungskriterium im Gebirge (außerhalb der ALZ) nicht verletzen. Das Tonmaterial ist mit dem umgebenden Kristallingestein und den Formationswässern chemisch soweit wie möglich kompatibel und langzeitstabil. Die hydromechanischen Eigenschaften des Bentonit-Dichtelementes können durch das Variieren des Herstellungsverfahrens und durch die Materialrezeptur an die Standortanforderungen angeglichen werden. Die Zumischung von Sand erhöht die Kompaktion und verbessert die TEC-20-2017-AB 111 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte mechanischen Eigenschaften des Materials ohne die Permeabilität ungünstig zu beeinflussen. Um eine gleichmäßige Aufsättigung des Bentonits zu gewährleisten, sind auf beiden Anströmungsseiten des Dichtelementes Filterschichten (Sand-Kies) vorgesehen. Abbildung 9-3: Konstruktiver Entwurf des schwedischen Verschlussbauwerkes für die Einlagerungsstrecken (DOMPLU) /SKB 2010f/, /SKB 2015a/ Es ist zu prüfen, ob an den Streckenverschluss für das KBS-3-Konzept Anforderungen bezüglich einer Rückhaltung von Radionukliden für den Fall von Behältern mit unerkannten Defekten zu stellen sind. 9.1.4 Versatz der Bohrlochüberfahrungsstrecken Funktionen Beschränkung des advektiven Transports von Wasser im Streckensystem; durch die Beschränkung der Wasserbewegung im Streckensystem wird eine hydromechanische und/oder chemische Beeinträchtigung der Buffer und der Streckenverschlüsse am Ende der Beschickungsstrecken minimiert Stabilisierung der Grubenräume Rückhaltung von freigesetzten Radionukliden Funktionsdauer während des Nachweiszeitraums (1 Mio. Jahre). Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: hydraulische Leitfähigkeit: < 10-10 m/s (Permeabilität < 10-17 m²). Dies ist als erste Arbeitshypothese zu verstehen. Eine Konkretisierung sollte im Zuge der Prüfung des Advektionskriteriums erfolgen /Jobmann 2017/. Mechanische Anforderungen: Stabilität gegenüber lithostatischen Gebirgsdruck, den thermomechanischen Spannungen durch die wärmeentwickelnden Abfälle, und dem Fluiddruck Thermische Anforderungen: Das Versatzmaterial soll bei einer Temperatur < 100° C thermisch stabil bleiben. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 112 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Chemische Anforderungen: Hohes Sorptionsvermögen für Radionuklide, über den Nachweiszeitraum stabil, mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern kompatibel. Technisches Design Gemäß dem KBS-3-Konzept werden die Bohrlochüberfahrungsstrecken mit Bentonit in Form von hoch kompaktierten Bentonitblöcken und -peletts verfüllt /SKB 2010h/. Wie für die Verschlussbauwerke wird für den Versatz eine Mischung eines langzeitstabilen Ca-Bentonits mit Quarzsand als Referenzmaterial vorgesehen. Der Montmorillonit-Anteil des Materials soll ca. 50-60 Gew.%, der Wasseranteil ca. 17 Gew.% betragen. Die Trockendichte, die die mechanischen und hydraulischen Eigenschaften des Bentonits bestimmt, beträgt > 1.700 kg/m³ für die Blöcke und > 1.000 kg/m³ für die Peletts. Die Dichte des gesättigten Material beträgt ≥ 1.950 kg/m³. Dabei werden Toleranzen infolge der Auffahrungsgeometrie, Bentonitverlust durch Erosion und weitere Ungewissheiten berücksichtigt. Das Quellen der Tone nach Kontakt mit Wasser führt zum Schließen der Firstspalte oberhalb des Versatzes. Der minimal erforderliche Quelldruck beträgt 0,1 MPa. Die Zumischung von ca. 20-30 % Sand erhöht die Kompaktion und verbessert die mechanischen Eigenschaften des Materials ohne die Permeabilität gegenüber Lösungen zu erhöhen. 9.1.5 Versatz der Zugangs- und Transportstrecken Funktion Beschränkung des advektiven Transport von Wasser im Streckensystem Verhinderung von Erosion und Kanalisierung der Verschlussbauwerke Stabilisierung der Grubenräume Funktionsdauer während des Nachweiszeitraums (1 Mio. Jahre). Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: hydraulische Leitfähigkeit: < 10-8 m/s (Permeabilität < 10-15 m²). Dies ist als erste Arbeitshypothese zu verstehen. Eine Konkretisierung sollte im Zuge der Prüfung des Advektionskriteriums erfolgen /Jobmann 2017/. Mechanische Anforderungen: Stabilität gegenüber dem auflaufenden Gebirgsdruck, dem Fluiddruck und dem Quelldruck des Bentonits. Thermische Anforderungen: keine. Chemische Anforderungen: Über den Nachweiszeitraum stabil, mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern kompatibel. Technisches Design Für die Verfüllung der Zugangs- und Transportstrecken sind verschiedene Gemische aus Bentonit und zerkleinertem Ausbruchmaterial möglich. Als integrale hydraulische Leitfähigkeit von Versatz und EDZ soll ein Wert von ≤ 1∙10-8 m/s erreicht werden, was einer integralen TEC-20-2017-AB 113 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Permeabilität von k ≤ 1∙10-15 m² entspricht /SKB 2010f/. Hydraulisch hoch transmissive Zonen (s. Kapitel 9.5) werden gesondert abgedichtet. 9.1.6 Abdichtungen von Erkundungsbohrungen Funktion Verzögerung des Lösungszu- und -austritts zum/vom Grubengebäude Funktionsdauer Während des Nachweiszeitraums (1 Mio. Jahre). Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: hydraulische Leitfähigkeit: < 10-8 m/s (Permeabilität < 10-15 m²) (Arbeitshypothese) Mechanische Anforderungen: Stabilität gegenüber dem auflaufenden Gebirgsdruck, dem Fluiddruck und dem Quelldruck des Bentonits in der Abdichtung. Thermische Anforderungen: Keine Chemische Anforderungen: Über den Nachweiszeitraum stabil, mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern kompatibel. Technisches Design Referenzkonzept ist das Bohrlochverschlusskonzept von /SKB 2010e/ Abbildung 9-4. Die Verfüllung der Erkundungsbohrungen erfolgt mit Bentonit, der in perforierten Kupferrohren eingebracht wird. An den Ton bestehen folgende quantitativen Anforderungen /SKB 2010f/. • hydraulische Leitfähigkeit: kf < 1∙10-8 m/s bzw. Permeabilität: k < 1∙10-15 m² • Quelldruck: Pq > 0,1 MPa Die in /SKB 2010e/vorgeschlagene Abdichtung der im Bereich der Bohrung angeschnittenen, hydraulisch hoch durchlässigen Kluft-/Störungszonen mit Betonpfropfen erfüllt nicht die oben definierten Anforderungen an die Funktionsdauer. Alternativ könnte das in Kapitel 9.5 beschriebene Konzept auf die Abdichtung von Störungszonen übertragen werden. Dies würde bedeuten, dass die Störungsbereiche mit Schotter verfüllt und durchströmt werden können. Zur angrenzenden Verfüllung des Bohrlochs können zunächst Filtermaterialien und dann Ton eingebracht werden. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 114 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Abbildung 9-4: 9.1.7 Verfüllung von übertägigen Erkundungsbohrungen /SKB 2010e/ Schacht- und Rampenverschlüsse Für die Schacht- / Rampenverschlüsse dieses Einlagerungskonzepts wird das Verschlusskonzept aus /SKB 2010g/ zugrunde gelegt (s. Abbildung 9-5). Funktionen den advektiven Transport von Wasser im Streckensystem zu begrenzen Erosion und Kanalisierung in Verschlussbauwerken / Versatz zu verhindern Stabilisierung der Schächte und der Rampe Verringerung des Risikos eines unbeabsichtigten menschlichen Eindringens in das Endlager (Human Intrusion Szenarien) Funktionsdauer 50.000 Jahre: Die Schacht-/Rampenverschlüsse sollen einen Lösungszutritt über die Schächte / Rampe so lange behindern, bis der Versatz im Grubengebäude seine hydraulische Funktion erfüllt. „Human Intrusion“ soll dauerhaft (für mindestens106 Jahre) erschwert werden. Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: hydraulische Leitfähigkeit: < 10-10 m/s (Permeabilität < 10-17 m²). Dies ist als erste Arbeitshypothese zu verstehen. Eine Konkretisierung sollte im Zuge der Prüfung des Advektionskriteriums erfolgen /Jobmann 2017/. Mechanische Anforderungen: Stabilität gegenüber dem lithostatischen Gebirgsdruck und dem Fluiddruck. Behinderung von „Human Intrusion“. Thermische Anforderungen: aufgrund des Abstandes von den Einlagerungsbereichen: Keine TEC-20-2017-AB 115 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Chemische Anforderungen: Über den Nachweiszeitraum stabil, bestmögliche Kompatibilität mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern. Technisches Design Das Dichtmaterial entspricht dem Versatzmaterial der Bohrlochüberfahrungsstrecken (s. Kapitel 9.1.4). Es handelt sich um Bentonit in Form von hoch kompaktierten Bentonitblöcken und –pellets /SKB 2010h/. Es wird für den Versatz eine Mischung eines langzeitstabilen CaBentonits mit Quarzsand als Referenzmaterial vorgesehen. Der Montmorillonit-Anteil des Materials soll ca. 50-60 Gew. %, der Wasseranteil ca. 17 Gew.% und die Trockendichte > 1.700 kg/m³ für die Blöcke und > 1.000 kg/m³ für die Pelets betragen. Die Dichte des gesättigten Materials beträgt ≥ 2.000 kg/m³. Das Quellen der Tone nach Kontakt mit Wasser führt zur Einspannung des Dichtelementes im Schachtquerschnitt. Der Quelldruck darf die minimale Hauptspannung im Gebirge nicht überschreiten. Eine Zumischung von 20-30 % Sand erhöht die Kompaktion und verbessert die mechanischen Eigenschaften des Materials ohne die Permeabilität gegenüber Lösungen zu erhöhen. Falls die Schächte oder die Rampe Störungszonen durchfahren, kann das in Kapitel 9.5 beschriebene Konzept vorgesehen werden. Falls im Deckgebirge oberhalb des Haupt-Dichtelementes stark wasserführende Schichten (Aquifere) auftreten, können diese ebenfalls durch Dichtelemente abgedichtet werden, um eine Erosion oder ungünstige hydrochemische Einwirkungen auf das Haupt-Dichtelement zu vermeiden. Dabei kann als Dichtmaterial neben dem Bentonit auch Asphalt vorgesehen werden. Die Schacht-/Rampenverfüllung imitiert im oberen Teil – gemäß bergrechtlichen Anforderungen – die natürliche Schichtenfolge des Gebirges. Als Verfüllmaterial kann hier aufbereitetes Ausbruchmaterial verwendet werden. Der oberste Teil der Schächte wird zur Verringerung des Risikos eines unbeabsichtigten menschlichen Eindringens mit groben Gesteinsblöcken verfüllt. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 116 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Abbildung 9-5: 9.2 Verfüll- und Verschlusskonzept für Rampe und Schächte eines Endlagers im Granit /SKB 2010g/ Verschluss und Verfüllung im Konzept des multiplen ewG Im Unterschied zum KBS-3-Konzept basiert dieses Konzept darauf, dass Bereiche des Wirtsgesteins mit günstigen hydraulischen Eigenschäften ("trocken") zur langfristigen Rückhaltung der Radionuklide maßgeblich beitragen (ewG). Zum Verschluss der Grubenräume wird die geologische Barriere durch geotechnische Barrieren ergänzt. Insgesamt gliedert sich das entsprechende Konzept in zwei Verfüll- / Verschlusssysteme (s. Abbildung 9-6): 1) Das Verfüll- und Verschlusskonzept in den ewG-Bereichen Hier dienen die folgenden Barrieren der Rückhaltung der Radionuklide: Kupferbehälter Bohrlochverschluss Versatz der Strecken (v.a. Bohrlochüberfahrungsstrecken) in einem ewG Verschlüsse zur Abdichtung des ewG TEC-20-2017-AB 117 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Hierzu haben alle Barrieren eine geringe hydraulische Leitfähigkeit, ein hohes Sorptionsvermögen für Radionuklide und mechanische Eigenschaften, die den hydraulischen und mechanischen Drücken (Fluiddruck, lithostatischer Druck, Quelldruck des Bentonits) über einen Zeitraum von 1 Mio. Jahren standhalten. 2) Das Verfüll- und Verschlusskonzept des restlichen Grubengebäudes Dieses umfasst die technischen Maßnahmen außerhalb des ewG: Versatz der Zugangs und Transportstrecken Verschlüsse im Bereich von Störungszonen Schacht- und Rampenabdichtungen Diese Maßnahmen dienen dem Schutz der oben genannten Barrieren. So sollen Sie einerseits die advektiven Lösungsströme im Grubengebäude beschränken und so eine Erosion der ewG-Barrieren verhindern und andererseits das Gebirge mechanisch stabilisieren, um das Entstehen von Wegsamkeiten zu verhindern. Abbildung 9-6: Schematische Darstellung des Verfüll- und Verschlusskonzeptes für das Konzept der multiplen ewG. Verschlussbauwerke: Versatz: ewG: FKZ 02E11112 Abschlussbericht 118 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Das Konzept des multiplen ewG nimmt Kredit von günstigen Eigenschaften des Wirtsgesteins, so dass in erster Linie das Bohrloch und die Zugangsstrecke als potenzielle Ausbreitungspfade für Radionuklide abgedichtet werden müssen. Hieraus ergibt sich eine andere Gestaltung und Anordnung der Nahfeldbarrieren. Für das Wirtsgestein im Bereich der einzelnen ewG werden folgende Annahmen getroffen: Aufgrund einer geringen Porosität hat die Gesteinsmatrix keine relevante hydraulische Leitfähigkeit. Vorhandenen Störungen und Klüfte sind durch Mineralausfällungen verschlossen und trocken. Diese Gesteinseigenschaften dürfen während des Nachweiszeitraums nicht durch Einwirkungen, wie z. B. thermomechanische Spannungen (wärmeentwickelnde Abfälle), mechanische Spannungen (z. B. Erdbeben) oder chemisch-mineralogische Alteration beeinträchtigt werden. Die Einlagerung findet in 11,35 m tiefen Vertikalbohrlöchern (Durchmesser ca. 0,90 m) statt (s. Abbildung 9-7). Das Bohrlochkonzept berücksichtigt durch den Innenliner, der eine Schutzhülle für die BSK-RCu darstellt, und eine Sandverfüllung des Hohlraums die Anforderungen im Hinblick auf die Rückholbarkeit und Bergbarkeit. Die rieselfähige Sandverfüllung ermöglicht dabei ein leichtes Ziehen der Kokille im Falle der Rückholung. Da ein Lösungszutritt oder eine Lösungsfreisetzung aufgrund der Gesteinseigenschaften nur durch die Grubenräume und das Bohrloch erfolgen kann, können Strömungsprozesse durch einen Bohrlochverschluss am Bohrlochmund soweit reduziert werden, dass ein Bentonitbuffer nicht erforderlich ist. Zu prüfen ist, ob eine mechanische Belastung der Behälter zu erwarten ist (z. B. durch Gebirgsbewegungen), die sie so beschädigen können, dass die Langzeitsicherheit mit dem Behälter als Teil des redundanten und diversitären Barrierensystems nicht mehr gewährleistet werden kann. TEC-20-2017-AB 119 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Abbildung 9-7: 9.2.1 Einlagerungsschema für das Bohrlochlagerungskonzept Typ 2 (multipler ewG) Bohrlochliner Funktionen 1) Gewährleistung der Rückholbarkeit während der Betriebsphase 2) Schutz des Behälters vor Kontakt mit dem abrasiven Gestein während des Einlagerungsvorgangs Funktionsdauer Für den Liner wird eine Funktionsdauer von 500 Jahren (Zeitraum der Bergbarkeit) angesetzt. Auslegungsanforderungen: Hydraulische Anforderung: Keine. Mechanische Anforderung: Auslegung gegen den lithostatischen Druck, das Bemessungserdbeben, thermomechanische Spannungen sowie gegen die von innen und außen FKZ 02E11112 Abschlussbericht 120 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte wirkenden Fluiddrücke (unter Berücksichtigung der Gasbildung). Insbesondere sind mögliche Scherbewegungen an Störungen und Klüften zu berücksichtigen /Jobmann 2008/. Thermische Anforderungen: Das Material soll seinen strukturellen Aufbau im Bereich der Auslegungstemperaturen nicht signifikant verändern, um seine mechanische Schutzfunktion nicht zu gefährden. Chemische Anforderung: Der Behälter muss im Standortmilieu für die vorgesehene Funktionsdauer korrosionsbeständig sein. Technisches Design Das Design baut auf den Planungen im Rahmen der FuE-Projekte VSG /GRS 2012a/ und ANSICHT /Lommerzheim 2015/ auf. In diesen Konzepten dient der Bohrlochliner einerseits der Rückholbarkeit / Bergbarkeit der Behälter und andererseits – da die Kokillen nicht gegen den Gebirgsdruck ausgelegt sind – als mechanischer Schutz für die Kokillen. Die Kokillen und der Bohrlochliner haben dieselbe Funktionsdauer. Im Kristallinkonzept wird von der hohen mechanischen Stabilität des Wirtsgesteins Kredit genommen. Außerdem wird unterstellt, dass die maximalen Bewegungen an Klüften und Störungen die Größenordnung nicht überschreiten, die für die im Projekt WIBASTA betrachteten Standortbedingungen abgeleitet wurden (16 cm, /Jobmann 2008/). Derartige Verschiebungen würden durch die Sandschicht aufgefangen und daher nicht direkt auf die Kokille wirken, aber natürlich die Rückholung oder Bergung der Behälter erschweren. Sobald standortspezifische Daten vorliegen, müssen die oben getroffenen Annahmen verifiziert werden. Für das Design des Bohrlochliners wurden bisher folgende Annahmen getroffen: Nach dem Erstellen des Bohrlochs wird ein 5 cm starker und 5,5 m langer Sphäroguss-Liner (Werkstoff GGG40 (EN-GJS-400-15)) eingebracht. Dieser ist an der Sohle verschlossen. Der Innendurchmesser des Liners beträgt 100 cm. Es ist zu prüfen, ob dieser Werkstoff geeignet ist, die mechanische Stabilität des Bohrlochliners im Kristallingestein über den vorgesehenen Funktionszeitraum zu gewährleisten. Erforderlichenfalls können zur Erhöhung der Korrosionsbeständigkeit auch andere Werkstoffe (z. B. Edelstahl, Titan) vorgesehen werden. Der Liner ist so dimensioniert, dass um die Kokille ein mit Sand verfüllter Ringraum von 20 cm vorhanden ist. Durch die Verfüllung des Ringraums mit Sand erhöht sich die Wärmeleitfähigkeit in der Umgebung des Abfallgebindes. Dies könnte die Verwendung von Abfallgebinden mit höherer Beladung ermöglichen, welche noch zu entwickeln wären. Eine Reduktion der Behälter- und damit der Bohrlochanzahl würde die Kosten des Endlagers u.U. merklich reduzieren (s. Kapitel 11). Der Bohrlochliner soll in Abschnittslängen von 2,5 m bzw. 3,0 m eingebracht werden, wobei der unterste Abschnitt am Boden durch einen Deckel verschlossen ist und die folgenden TEC-20-2017-AB 121 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Abschnitte entweder verschraubt oder verschweißt sind. Nach Einbringen der BSK-RCu wird der Liner durch einen Deckel verschlossen. Im Rahmen der Auslegung muss gewährleistet sein, dass durch Gasbildung infolge Metallkorrosion oder Radiolyse keine Drücke auftreten können, die die Integrität von Behältern beeinträchtigen können. Ebenfalls zu prüfen verbleibt, ob durch die korrosionsbedingte Gasbildung das übrige Barrierensystem (Streckenverschlüsse, Schachtverschlüsse) beeinträchtigt wird, was Auswirkungen auf deren ingenieurtechnische Auslegung hat. U.U. ist der Prozess der Materialversprödung durch Wasserstoffaufnahme interessant, falls sie die mechanische Stabilität des Liners während seiner Funktionsdauer beeinträchtigt. 9.2.2 Sandverfüllung Der Hohlraum zwischen Behälter und Innenliner wird mit rieselfähigem Sand verfüllt. Funktionen 1) Vermeidung einer Kontaktkorrosion durch Trennung von Kokille und Liner, 2) Gewährleistung der Rückholbarkeit durch Lagestabilisierung des Behälters innerhalb des Liners 3) Verhinderung eines Verkantens des Behälters 4) verbesserte Wärmeabfuhr vom Behälter Funktionsdauer Für die Funktion der Vermeidung der Kontaktkorrosion wird eine Funktionsdauer von 1 Mio. Jahren angesetzt. Für alle anderen Funktionen wird eine Funktionsdauer von 500 Jahren angesetzt. Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: Keine Mechanische Anforderungen: Mechanische Stabilität der Körnung auch bei Belastung mit einer Rückholbaren Kokille. Während des Zeitraums der Rückholbarkeit bzw. Bergbarkeit (500 Jahre) soll die Sandverfüllung weitestgehend rieselfähig bleiben. Thermische Anforderungen: Mineralogische Beständigkeit im Bereich der Auslegungstemperaturen, Auffüllung der Resthohlräume zur verbesserten Wärmeabfuhr. Chemische Anforderungen: Keine. Biologische Anforderungen: Auf Grund des großen Porenvolumens innerhalb der Sandverfüllung ist prinzipiell ein Lebensraum für Mikroben gegeben. Um eine mikrobiell bedingte Korrosion der Behälter zu verhindern, ist daher eine Sterilisierung anzustreben. Da die verwendete Maximaltemperatur von 100° C nicht ausreicht, um die Endosporen Sulfatreduzierender und Eisen(III)-reduzierender Bakterien abzutöten, ist zu prüfen, ob dies durch Zugabe von anorganischen Bakteriziden gewährleistet werden kann. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 122 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Technisches Design: Zur Verfüllung der Aufstandsfläche, des Resthohlraums oberhalb der Kokille und des Ringraums zwischen den Behältern und Wandung des Innenliners (20 cm) wird Quarzsand eingebracht. Der getrocknete Sand hat eine Restfeuchte von 0,2 Gew. %. Entsprechend den Auslegungsanforderungen können in der Sandverfüllung während der thermischen Phase Temperaturen um etwa 100° C auftreten. Dadurch wird das Porenwasser verdampfen, und wird entweder bei der Korrosion des Liners verbraucht, oder bei einem Absinken der Temperaturen wieder kondensieren. Das Verhalten der Sandverfüllung unter dem Einfluss der thermomechanischer Spannungen durch den Wärmeeintrag der Kokille ist insbesondere mit Blick auf die Rückholung weiter zu untersuchen. 9.2.3 Bohrlochverschluss Funktionen Behinderung der advektiven Lösungsbewegung sowohl in das Bohrloch hinein, als auch aus dem Bohrloch heraus durch Abdichtung des Bohrlochs inkl. der Auflockerungszone Stabilisierung der Bohrlochwand Rückhaltung von Radionukliden durch Behinderung von Diffusion und durch Sorption Funktionsdauer Die Bohrlochverschlüsse sind Teile des redundant-diversitären Barrierensystems zur Abdichtung der multiplen ewG während des gesamten Nachweiszeitraums (1 Mio. Jahre). Auslegungsanforderungen: Hydraulische Anforderungen: Dichtelement: Geringe Durchlässigkeit für Lösung; ausreichende Durchlässigkeit für Gas, um ein Aufreißen von Rissen in Tonen durch hohe Gasdrücke infolge thermischer Fluidexpansion und Gasbildung infolge Behälterkorrosion und Radiolyse zu vermeiden. Das Widerlager hat keine hydraulische Funktion. Mechanische Anforderungen: Dichtelement: Der einzustellende Quelldruck der Bentonitdichtung darf das Minimalspannungskriterium nicht verletzen, um das Gebirge nicht weiter zu schädigen. Widerlager: Der wachsende Quelldruck des Bentonitdichtelementes darf nicht zu einer unzulässigen Expansion des Dichtelementes führen. Das Widerlager muss so ausgelegt sein, dass eine Limitierung der Expansion und damit der Hebung des Widerlagers von <3% der TEC-20-2017-AB 123 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Dichtelement-Länge gewährleistet ist /Herold 2016a/, /Wagner 2005/. Darüber hinaus muss es dem lithostatischen Druck widerstehen. Thermische Anforderungen: Dichtelement und Widerlager: Keine signifikanten thermisch bedingten Materialveränderungen unter den von den Abfällen produzierten örtlichen Temperaturverläufen. Chemische Anforderungen: Dichtelement: Langzeitstabil. Gute Sorptionseigenschaften für Radionuklide. Bestmögliche Kompatibilität mit den Formationswässern und Fe-haltigen Wässern. Widerlager: Langzeitstabil. Bestmögliche Kompatibilität mit den Formationswässern. Biologische Anforderungen: Die Einbautrockendichte des Dichtelementes soll so gewählt werden, dass die Dichte im wassergesättigten Zustand nach dem Quellen der Tone den Wert von >2.200 kg/m³ erreicht. Dadurch ist der Lebensraum für Mikroben stark eingeschränkt. Technisches Design Der Bohrlochverschluss besteht aus einem 3,0 m mächtigen Bentonitdichtelement und einem 2,85 m mächtigen Hartgesteinswiderlager zur Bohrlochüberfahrungsstrecke hin. Das Widerlager besteht aus Hartgesteinsschotter und füllt den Bohrlochkeller der Überfahrungsstrecke aus. Zum Liegenden hin stützt sich das Dichtelement auf dem verschlossenen Bohrlochliner ab. Die exakte Dimensionierung des Dichtelementes und des Widerlagers muss nach einer detaillierten ingenieurtechnischen Bemessung ggf. angepasst werden. Das Material des Dichtelementes wird entsprechend den hydrochemischen Verhältnissen des Standortes ausgewählt. Im Folgenden wird exemplarisch Ca-Bentonit /Engelhardt 2011a/ als Referenzmaterial und ein Einbau als binäres Gemisch (Granulat / Presslinge) und in-situ Kompaktion unterstellt /Breidung 2002/, /Jobmann 2002/. Analog dem GorlebenSchachtverschlusskonzept /Engelhardt 2011b/ werden für das Material ein Wassergehalt < 10 % und eine Einbautrockendichte von 1.700-1.750 kg/m³ vorgesehen. Bei In-situVersuchen wurde für derartiges Material eine Permeabilität von 1,0·10-17-7,8·10-18 erzielt. Der Quelldruck betrug 1 MPa. Die Wärmeleitfähigkeit schwankt in Abhängigkeit von Sandanteil und Feuchtegehalt zwischen 0,8 und 1,3 W m-1K-1 /Yildizdag 2008/. Es wird erwartet, dass das Quell- und Sorptionsvermögen des Bentonits der Dichtelemente in begrenztem Umfang durch Fe-reiche Lösungen (infolge Metallkorrosion) und durch mikrobielle Aktivitäten beeinflusst werden kann /SKB 2007/, /Gaudin 2009/, /Herbert 2011/. In den technischen Nachweisen ist zu zeigen, dass das Dichtelement so dimensioniert ist, dass die Barriere die vorgesehene Dichtfunktion erfüllen kann. Durch Zumischung von Sand können der Quelldruck, die Wärmeleitfähigkeit, die mechanischen Eigenschaften und die Gasdurchlässigkeit bei Bedarf beeinflusst werden. Gängige Sandbeimischungen zum Bentonit von Barrieren liegen meist bei 20 - 30% /ANDRA 2005/, /NAGRA 2002/, /ONDRAF/NIRAS 2001/. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 124 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Da die einzelnen ewG weitgehend trockene Gesteinsblöcke darstellen, kann das für das Aufsättigen des Bentonits erforderliche Wasser nur über die Zugangsstrecke - nach Aufsättigen des Streckenverschlusses und des Versatzes - an den Bohrlochverschluss gelangen. Es wird daher erwartet, dass das Aufsättigen des Tons und damit die Funktionsfähigkeit des Bohrlochverschlusses lange Zeit erfordert (mehrere 1.000 bis 10.000 Jahre). Dies sollte durch Prozesssimulationen konkretisiert werden. 9.2.4 Streckenverschlüsse zur Abdichtung der ewG Funktionen Minimierung der Freisetzung volatiler Radionuklide und kontaminierter Lösungen Beschränkung des advektiven Transports von Wasser in die einzelnen ewG hinein und aus ihnen heraus Rückhaltung von Radionukliden durch Sorption Funktionsdauer Da die Verschlüsse die Zugangsstrecken zu den ewG-Bereichen im Kristallingestein während des Nachweiszeitraums abdichten sollen, müssen sie eine Funktionsdauer von 1 Mio. Jahren haben. Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: hydraulische Leitfähigkeit: < 10-10 m/s (Permeabilität < 10-17 m²). Dies ist als erste Arbeitshypothese zu verstehen. Eine Konkretisierung sollte im Zuge der Prüfung des Advektionskriteriums erfolgen /Jobmann 2017/. Mechanische Anforderungen: Stabilität des Verschlusses gegenüber dem auflaufenden Gebirgsdruck, dem Fluiddruck und dem Quelldruck innenliegender Bentonitelemente. Thermische Anforderungen: Keine signifikanten thermisch bedingten Materialveränderungen über den Funktionszeitraum entsprechend den auftretenden Temperaturen Chemische Anforderungen: Hohes Sorptionsvermögen für Radionuklide, über den Nachweiszeitraum chemisch stabil, bestmögliche Kompatibilität mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern. Technisches Design Als Referenzkonzept wurde hier das im Rahmen des FuE-Vorhabens URSEL entwickelte Verschlusskonzept ausgewählt /Jobmann 2016a/, da dieses Konzept den Auslegungsanforderungen entspricht. In diesem diversitären Konzept werden Dichtelemente aus Bentonit und aus Asphalt miteinander kombiniert (s. Abbildung 9-8). Außerdem enthält der Verschluss gebirgsverbundene Betonwiderlager (aus low-pH-Beton) und Filterschichten (z. B, aus Ausbruchmaterial mit gestufter Körnung zur Gewährleistung der Filterstabilität). Im Hinblick auf die Langzeitstabilität TEC-20-2017-AB 125 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte ist zu prüfen, ob statt des Betons ein Widerlager aus Hartgesteinsschotter verwendet werden kann. Während sich die beiden Bentonitelemente mit Wasser aufsättigen, entwickeln sie einen Quelldruck, der auf das in der Mitte liegende Asphalt / Bitumen-Element drückt. Dadurch drücken die Asphaltblöcke auf das eingeschlossene Bitumen, das seinerseits zu den Seiten und damit ein Stück weit in die Kontakt- bzw. Auflockerungszone gedrückt wird. Es soll damit erreicht werden, dass eventuell noch vorhandene Risse in der Auflockerungszone verschlossen werden. Abbildung 9-8: Konzeptioneller Entwurf eines Abdichtmoduls für Einlagerungsstrecken /Jobmann 2016a/ Der Gussasphalt ist aus Bitumen, Füller sowie Sand und Splitt zusammengesetzt und besitzt eine höhere Dichte als die anstehenden Lösungen. Dabei schwimmen die Mineralkörner (Splitt) im Asphaltmörtel (Gemisch aus Bitumen, Füller und Sand), d. h. der im Mineralstoff vorhandene Porenraum ist gefüllt. Dies hat zur Folge, dass der Gussasphalt sehr hohlraumarm (praktisch ohne Luft- bzw. Gasporen) hergestellt wird. Um die Funktion des AsphaltDichtelementes auch nach Abfließen eines Teils des Asphalts über ALZ, Störungen und Klüfte zu gewährleisten, sollte ein Reservoir vorhanden sein, aus dem Asphalt nachfließen kann. Aufgrund der sofortigen Dichtwirkung des Asphalts / Bitumens ist auch im Falle einer frühzeitigen Radionuklidmobilisierung durch Behälter mit unerkannten Defekten die Abdichtung gewährleistet. Die Funktionsdauer des Asphalt / Bitumen-Elementes wird auf die Zeit begrenzt, die die Bentonitdichtelemente zur Aufsättigung und damit zur Quelldruck- und Abdichtentwicklung benötigen. Von der – aufgrund einer chemischen und mikrobiellen Degradation ungewissen – Langzeitstabilität des Asphalt / Bitumen muss kein Kredit genommen werden. Die Langzeitdichtwirkung wird von den Bentonitelementen übernommen, deren Auslegung hinsichtlich des geplanten Quelldruckes bzw. der volumetrischen Ausdehnung das Zusammendrücken des Asphalt / Bitumens berücksichtigt. Je nach Platzverhältnissen kann dieses Verschlusskonzept auch mit nur einem Bentonitelement ausgeführt werden, wobei das Asphalt/Bitumen-Element dann einlagerungsseitig an einem Widerlager anliegt. Die Art der tonigen Dichtmaterialien wird entsprechend der hydrochemischen Verhältnisse am Standort ausgewählt. So wurde in deutschen /Breidung 2002/, /Jobmann 2002/, /Engelhardt 2011a/, /GRS 2012b/, /Jobmann 2017/ und belgischen /ONDRAF/NIRAS 2001/ Projekten Ca-Bentonit als Referenzmaterial verwendet, während unter den skandinavischen Standortverhältnissen ein Na-Bentonit günstigere Eigenschaften aufweist /SKB 2010e/; /SKB 2010h/. Im Folgenden wird – aufgrund des guten Kenntnisstandes – exemplarisch von Ca- FKZ 02E11112 Abschlussbericht 126 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Bentonit als Referenzmaterial für die Dichtelemente ausgegangen. Wichtige günstige Eigenschaften sind die geringe Permeabilität (10-17 bis10-18 m2), die Plastizität, das Quellvermögen und das Rückhaltevermögen gegenüber Radionukliden. Das Quell- und Verformungsverhalten dieser Tone bei Kontakt mit Wasser stellt sicher, dass Resthohlräume nach der Errichtung des Dichtelementes geschlossen werden und ein bündiger Kontakt mit der Streckenkontur entsteht. Allerdings ist zu prüfen, wie lange die Aufsättigung der Tone in den trockenen ewGBereichen dauert. Die hydromechanischen Eigenschaften des Bentonit-Dichtelementes können durch das Variieren von Herstellungsverfahren und durch die Zumischung von Sand an die Standortanforderungen angepasst werden. Der Quelldruck darf nach der Aufsättigung das Minimalspannungskriterium im Gebirge (außerhalb der ALZ) nicht verletzen. Es ist vorgesehen, die Dichtelemente aus vorgefertigten, hoch kompaktierten Bentonitblöcken in Kombination mit hoch kompaktierten Bentonitpellets und zugemischtem Bentonitpulver zu erstellen. Die Zumischung von Sand erhöht die Kompaktion und verbessert die mechanischen Eigenschaften des Materials ohne die Permeabilität gegenüber Lösungen zu erhöhen. Günstig ist z. B. eine Zumischung von 20 bis 30 % Sand /ANDRA 2005/, /NAGRA 2002/, /ONDRAF/NIRAS 2001/. Um eine gleichmäßige Aufsättigung des Bentonits zu gewährleisten, sind auf den Anströmungsseiten der Dichtelementes Filterschichten aus Sand / Kies zwischen Widerlager und Dichtelement vorgesehen. Die hydraulischen Eigenschaften der Verschlüsse werden durch das hydraulische Verhalten des Kontaktbereiches und der Auflockerungszone bzw. durch die Klüfte im angrenzenden Gebirge beeinflusst. 9.2.5 Versatz der Strecken in einem ewG Der Versatz der Strecken im ewG entspricht konzeptionell dem Versatz der Bohrlochüberfahrungsstrecken im modifizierten KBS-3-Konzept (s. Kapitel 9.1.4). 9.2.6 Versatz der Zugangs- und Transportstrecken Der Versatz der Zugangs- und Transportstrecken außerhalb der ewG entspricht dem Versatz der Zugangs- und Transportstrecken im modifizierten KBS-3-Konzept (s. Kapitel 9.1.5). 9.2.7 Abdichtungen von Erkundungsbohrungen Das Abdichten von Erkundungsbohrungen außerhalb der ewG entspricht konzeptionell dem Abdichten von Erkundungsbohrungen im modifizierten KBS-3-Konzept (s. Kapitel 9.1.6). Für TEC-20-2017-AB 127 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte das Abdichten von Erkundungsbohrungen, die einen ewG durchörtern, müssen höhere Anforderungen gestellt werden. Funktion Minimierung der Freisetzung volatiler Radionuklide und kontaminierter Lösungen, Beschränkung des advektiven Transports von Wasser in die einzelnen ewG hinein und aus ihnen heraus, Rückhaltung von Radionukliden durch Sorption. Funktionsdauer Während des Nachweiszeitraums (1 Mio. Jahre) Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: hydraulische Leitfähigkeit: < 10-10 m/s (Permeabilität < 10-17 m²). Dies ist als erste Arbeitshypothese zu verstehen. Eine Konkretisierung sollte im Zuge der Prüfung des Advektionskriteriums erfolgen /Jobmann 2017/. Mechanische Anforderungen: Stabilität des Verschlusses gegenüber dem auflaufenden Gebirgsdruck, dem Fluiddruck und dem Quelldruck innenliegender Bentonitelemente. Thermische Anforderungen: Keine signifikanten thermisch bedingten Materialveränderungen über den Funktionszeitraum entsprechend den auftretenden Temperaturen Chemische Anforderungen: Hohes Sorptionsvermögen für Radionuklide, über den Nachweiszeitraum chemisch stabil, bestmögliche Kompatibilität mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern. Technisches Design Als Referenzkonzept für Bohrlochverschlüsse im Kristallin steht nur dasjenige nach /SKB 2010e/ zur Verfügung. Allerdings müssen höhere Anforderungen an die Qualität der Verschlüsse im/am ewG gestellt werden (s.o.). Es ist fragwürdig, ob das Referenzkonzept in der Lage ist, diese höheren Anforderungen zu erfüllen. Für weitere FuE- Arbeiten, die sich mit diesem Einlagerungskonzept befassen, wäre eine anforderungsgerechte Konzeptentwicklung eines Bohrlochverschlusses zur Abdichtung eines ewG notwendig. 9.2.8 Schacht- und Rampenverschlüsse Das Verschließen von Schächten oder Tagesstrecken, die in diesem Konzept außerhalb der ewG liegen, entspricht konzeptionell den Verschlüssen im modifizierten KBS-3-Konzept (s. Kapitel 9.1.7). FKZ 02E11112 Abschlussbericht 128 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte 9.3 Verschluss und Verfüllung beim Konzept des überlagernden ewG Bei diesem Endlagertyp ist das Wirtsgestein kein Bestandteil des ewG. Die Rückhaltung der Radionuklide in der Geosphäre hängt von einer großräumigen horizontalen Überlagerung des Wirtsgesteins durch gering permeable Sedimente ab. Deckgebirgsgesteine mit sehr geringer hydraulischer Leitfähigkeit (wie z. B. Salze und Tone) können den ewG bilden. Die Rückhaltung der Radionuklide wird hauptsächlich durch den ewG in Kombination mit den Schachtverschlüssen gewährleistet (s. Abbildung 9-9). Die Schachtverschlüsse müssen daher den Lösungszustrom zum Grubengebäude bzw. eine Freisetzung möglicherweise kontaminierter Lösungen über einen Zeitraum von 1 Mio. Jahren verhindern oder wenigstens begrenzen. Der Buffer, der Streckenverschluss und die Verfüllung der restlichen Grubenräume mit tonigem Versatzmaterial dienen zusätzlich der Begrenzung der Lösungsströme und der Stabilisierung des Gebirges. Abbildung 9-9: Schematische Darstellung des Verfüll- und Verschlusskonzeptes für das Konzept mit überlagerndem ewG. Versatz: Buffer: POLLUX- Behälter: TEC-20-2017-AB 129 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte 9.3.1 Buffer in den Einlagerungsstrecken Das hierfür verwendete Streckenlagerungskonzept orientiert sich am entsprechenden Konzept der NAGRA für Kristallin /NAGRA 1994/ und Ton /NAGRA 2002/, das in leicht abgewandelter Form auch als eine Option für die Streckenlagerung von ausgedienten Brennelementen und Wiederaufarbeitungsabfällen in deutschen Tongesteinen betrachtet wurde /Jobmann 2015/. Dieses Konzept sieht vor, zur Vorbereitung der Behältereinlagerung an den vorgesehenen Einlagerungspositionen Auflager aus hochverdichteten Bufferelementen zu errichten. Die Endlagerbehälter werden auf Plateauwagen auf Schienen angeliefert und mit Hilfe eines Portalkrans auf den Auflagern in den Einlagerungsstrecken abgelegt. Anschließend wird der Resthohlraum der Einlagerungsstrecke mit vorgepresstem Buffer-Granulat verfüllt (s. Abbildung 9-10). Abbildung 9-10: Einlagerungsschema für das Streckenlagerungskonzept (überlagernder ewG) Funktionen Rückhaltung von Radionukliden Begrenzung der advektiven Wasserbewegung im Streckensystem Stabilisierung der Einlagerungsstrecken Aufnahmefähigkeit für Gase in der frühen Nachverschlussphase Funktionsdauer Die genannten Funktionen sollen während des Zeitraums, den die Schachtverschlüsse im überlagernden ewG benötigen, um ihre volle Abdichtwirkung zu entfalten, weitestgehend erhalten bleiben. Dieser Zeitraum sollte durch Prozessanalysen konkretisiert werden. Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: Ausreichende Durchlässigkeit bzw. Aufnahmefähigkeit für Gase in der frühen Nachverschlussphase. Geringe Durchlässigkeit für Lösungen nach erfolgter Aufsättigung und Quelldruckentwicklung. Thermische Anforderungen: Keine. Mechanische Anforderungen: Stabilisierung der Einlagerungsstrecke, um eine Vergrößerung der Auflockerungszone zu vermeiden. Chemische Anforderungen: Rückhaltevermögen für Radionuklide. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 130 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Biologische Anforderungen: Die Einbautrockendichte soll so gewählt werden, dass die Dichte im wassergesättigten Zustand nach dem Quellen des Buffers den Wert von >2.200 kg/m³ erreicht. Dadurch ist der Lebensraum für Mikroben stark eingeschränkt. Technisches Design Der Buffer soll aus einem Bentonit / Sand-Gemisch bestehen. Die Art des Bentonits ist entsprechend den hydrochemischen Verhältnissen auszuwählen. Während in deutschen Projekten /Breidung 2002/, /Jobmann 2002/, /Engelhardt 2011a/, /GRS 2012b/ sowie im belgischen SAFIR-Projekt /ONDRAF/NIRAS 2001/ Ca-Bentonit als Referenzmaterial verwendet wurde, weist unter den skandinavischen Verhältnissen ein Na-Bentonit günstigere Eigenschaften auf (SKB 2010f). Als Referenzmaterial wird ein Ca- Bentonit angenommen.Es wird eine Einbringung des Bentonits als vorgepresste Pellets (und Bentonitblöcke für die Auflager) mit einer Dichte von etwa 2200 bis 2300 kg/m³ bei vollständiger Wassersättigung vorgesehen, so dass die mittlere Einbautrockendichte der gesamten Füllung ca. 1700 kg/m³ beträgt. Bei In-situ-Versuchen wurde bei dieser Dichte eine Permeabilität von 1,0 x 10-17 bis 7,8 x 10-18 m² erzielt. Der Quelldruck der Tone sollte > 2 MPa betragen, unter der Voraussetzung, dass das Minimalspannungskriterium im Gebirge (außerhalb der ALZ) nicht verletzt wird. Die Wärmeleitfähigkeit schwankt in Abhängigkeit von Sandanteil und Feuchtegehalt zwischen 0,8 und 1,3 W m-1 K-1 /Jobmann 2009/, /Yildizdag 2008/. Mit zunehmender Aufsättigung und damit erhöhtem Wassergehalt verbessert sich die Wärmeleitfähigkeit leicht. Durch Zumischung von Sand können der Quelldruck, die Wärmeleitfähigkeit, die mechanischen Eigenschaften und die Gasdurchlässigkeit bei Bedarf beeinflusst werden /ANDRA 2005/, /NAGRA 2002/, /ONDRAF/NIRAS 2001/. Der Zeitraum für die Aufsättigung des Buffers und damit der vollen Quelldruckentwicklung hängt von den hydraulischen Eigenschaften des Wirtsgesteins ab und kann daher momentan nicht abgeschätzt werden. Durch Prozessanalysen sollte als erste Arbeitshypothese eine plausible Dauer abgeschätzt werden. Es wird erwartet, dass das Quell- und Sorptionsvermögen des Buffers in begrenztem Umfang durch Fe-reiche Lösungen (infolge Metallkorrosion) und durch mikrobielle Aktivitäten beeinflusst werden kann /SKB 2007/, /Gaudin 2009/, /Herbert 2011/. 9.3.2 Abdichtungen von Erkundungsbohrungen Das Abdichten von Erkundungsbohrungen im Wirtsgestein entspricht konzeptionell dem Abdichten von Erkundungsbohrungen im modifizierten KBS-3-Konzept (s. Kapitel 9.1.6). Für das Abdichten von Erkundungsbohrungen, die den überlagernden ewG durchörtern, müssen höhere Anforderungen gestellt werden. Funktion Minimierung der Freisetzung volatiler Radionuklide und kontaminierter Lösungen Beschränkung des advektiven Transports von Lösungen durch den ewG TEC-20-2017-AB 131 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Rückhaltung von Radionukliden durch Sorption Funktionsdauer Den ewG durchörternde Bohrlöcher müssen ihre Funktionen während des gesamten Nachweiszeitraums (1 Mio. Jahre) erfüllen. Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: hydraulische Leitfähigkeit: < 10-10 m/s (Permeabilität < 10-17 m²). Dies ist als erste Arbeitshypothese zu verstehen. Eine Konkretisierung sollte im Zuge der Prüfung des Advektionskriteriums erfolgen /Jobmann 2017/. Mechanische Anforderungen: Stabilität des Verschlusses gegenüber dem auflaufenden Gebirgsdruck, dem Fluiddruck und dem Quelldruck eventueller Bentonitelemente. Thermische Anforderungen: Keine Chemische Anforderungen: Hohes Sorptionsvermögen für Radionuklide (gilt bei Abdichtung in einer Tonschicht), über den Nachweiszeitraum chemisch stabil, bestmögliche Kompatibilität mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern. Technisches Design Als Referenzkonzept für Bohrlochverschlüsse im ewG des sedimentären Deckgebirges aus Tonstein steht ein entsprechende Konzept aus /Jobmann 2017/ Verfügung. In Tonstein wird dort ein Referenzkonzept beschrieben, dass sich wiederum auf ein Verschlusskonzept der NAGRA für die Abdichtung einer Sondierbohrung in Mergeln stützt /NAGRA 2002/. Es besteht aus einer serielle Anordnung von Tiefbohr- und Quellzementen, Schwerspat (Baryt) und hochverdichteten Ton-Pellets im Bohrloch erreicht. Durch diese Kombination von Materialien mit unterschiedlichen chemischen und physikalischen Eigenschaften besitzt der Bohrlochverschluss ähnliche hydraulische Eigenschaften wie das umgebende Gebirge. Die Materialien zur Bohrlochverfüllung besitzen teilweise ungünstigere Sorptionseigenschaften für Radionuklide als die Tongesteine und entsprechen diesbezüglich in etwa den Verhältnissen in Kluft-/Störungszonen. Für die qualitätsgesicherte Verfüllung von Bohrungen in Salzgestein liegen in Deutschland umfangreiche Erfahrungen durch Arbeiten in der Schachtanlage Asse und im Bergwerk Gorleben vor. Diese wurden jedoch nicht publiziert. 9.3.3 Schacht- und Rampenverschlüsse Die sicherheitstechnische Relevanz dieser Verschlüsse ist je nach Endlagerkonzept sehr unterschiedlich. Die höchsten Anforderungen bestehen an diese Verschlüsse beim Konzept des "Überlagernden ewG", da sie hier den ewG zur Biosphäre als alleinige Verschlusskomponente dauerhaft abdichten müssen. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 132 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Funktion Im Konzept des überlagernden ewG sind die Schachtverschlüsse und die Abdichtungen der Rampe zentrale Barrieren, die den ewG zur Biosphäre abdichten. Ihre Funktionen sind: Begrenzung des Lösungszutrittes bzw. der Lösungsfreisetzung zum bzw. aus dem Grubengebäude Rückhaltung von Radionukliden Stabilisierung der Schächte und der Rampe Verringerung des Risikos eines unbeabsichtigten menschlichen Eindringens in das Endlager (Human Intrusion Szenarien) Funktionsdauer Während des gesamten Nachweiszeitraums (1 Mio. Jahre) Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: hydraulische Leitfähigkeit: < 10-10 m/s (Permeabilität < 10-17 m²). Dies ist als erste Arbeitshypothese zu verstehen. Eine Konkretisierung sollte im Zuge der Prüfung des Advektionskriteriums erfolgen /Jobmann 2017/. Mechanische Anforderungen: Stabilität gegenüber dem auflaufenden Gebirgsdruck und dem Fluiddruck. Behinderung von „Human Intrusion“. Thermische Anforderungen: aufgrund des Abstandes von den Einlagerungsbereichen: Keine Chemische Anforderungen: Über den Nachweiszeitraum chemisch stabil, bestmögliche Kompatibilität mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern. Sorption von Radionukliden. Technisches Design Das Design der Verschlüsse der Schächte und der Rampe hängt von der Geologie der Deckgebirgsschicht ab, die den ewG bildet. Außerdem sind die mechanischen und hydraulischen Eigenschaften des Wirtsgesteins sowie der anderen Deckgebirgsschichten zu berücksichtigen. Im Bereich der Schächte und Füllortbereiche unterhalb des ewG ist ein Widerlager vorzusehen. Mögliche Deckgebirgsschichten, die einen ewG bilden können, sind z. B. Tone und Salzgesteine. Für diese Gesteinstypen wurden Schachtverschlusskonzepte im Zuge der Projekte ELSA /Kudla 2013/ und ANSICHT /Herold 2016a/, /Jobmann 2017/ (Ton) sowie VSG /GRS 2011b/, /GRS 2012a/ (Salz) entwickelt, die allerdings nur für eine Funktionsdauer von 50.000 a ausgelegt wurden. TEC-20-2017-AB 133 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Ein Verschlusssystem einer Rampe im Kristallingestein würde analog zu den Streckenverschlüssen (s. Kapitel 9.2.4) gestaltet. Tongesteine Die basale Schachtsäule soll im Kristallingestein (= Wirtsgestein) als Widerlager für das Dichtelement im Tongestein des ewG mit Ausbruchsmaterial des Kristallingesteins oder Schotter verfüllt werden. In den tonigen Gesteinen des ewG ist es vorgesehen, die Schachtsäule komplett durch ein toniges Dichtelement abzudichten (s. Abbildung 9-11). Das Baumaterial des Dichtelementes soll in seinen chemisch-mineralogischen Eigenschaften weitgehend den Tonsteinen des ewG entsprechen. In diesem Fall wäre – wenn auch das Widerlager langzeitstabil ist – eine Funktionsdauer des Verschlusses für den ganzen Nachweiszeitraum plausibel. Um eine anforderungsgerechte Dichtheit der Verschlusselemente zu erreichen, ist ein Quellen des Dichtmaterials erforderlich. Falls das Tongestein des ewG zu geringe Mengen quellfähiger Tonminerale enthält, wäre es möglich, das Dichtelement aus einem Gemisch von Ausbruchmaterial, Bentonit und – zur Verbesserung der mechanischen Eigenschaften – Sand (ca. 20-30 %) zu erstellen. Der dabei zu verwendende Bentonit-Typ ist aus den hydrochemischen Verhältnissen abzuleiten. Außerdem soll mit dem vorgesehenen Baumaterial eine Permeabilität von < 10-17 m2 erzielt werden. Das Dichtmaterial kann als binäres Gemisch aus Granulat und Presslingen eingebracht werden. Die hydromechanischen Eigenschaften des Dichtelementes können durch das Variieren von Herstellungsverfahren und durch die Materialrezeptur an die Standortanforderungen angeglichen werden. Obwohl das Gewicht des überlagernden Materials wesentlich zur Stabilisierung des BentonitDichtelementes beiträgt, ist oberhalb des Dichtelementes ein oberes Widerlager vorgesehen, das dem durch die Aufsättigung des Dichtelements entstehenden Quelldruck das Dichtelement widersteht und es dadurch stabilisiert. Baumaterial für dieses obere Widerlager könnte – analog zum unteren Widerlager – aufbereitetes Ausbruchmaterial des Kristallingesteins oder (Quarz- bzw. Diabas-) Schotter sein. Dieses Widerlager wird so ausgelegt, dass es einerseits dem Quelldruck des Tons und andererseits dem Gebirgsdruck mechanisch widerstehen kann. Im Kontaktbereich zwischen dem Dichtelement und den Widerlagern ist zur gleichmäßigen Anströmung des Bentonits – jeweils eine Filterschicht, z. B. aus Sand, Kies oder auch gebrochenem Ausbruchmaterial unterschiedlicher Korngröße vorgesehen. Falls im Deckgebirge oberhalb des Haupt-Dichtelementes stark wasserführende Schichten (Aquifere) auftreten, können diese ebenfalls durch Dichtelemente abgedichtet werden, um eine Erosion oder ungünstige hydrochemische Einwirkungen auf das Haupt-Dichtelement zu vermeiden. Dabei kann als Dichtmaterial neben dem Bentonit auch Asphalt vorgesehen werden. Ggf. ist vor Errichtung des Verschlusses eine Abdichtung des Aquifers durch Injektionen möglich. Die Schachtverfüllung im oberen Teil des Schachtes imitiert – gemäß bergrechtlichen Anforderungen – die natürliche Schichtenfolge des Gebirges. Als Verfüllmaterial kann hier aufbereitetes Ausbruchmaterial verwendet werden. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 134 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Für das Verschlusssystem einer Rampe im Tongestein des ewG wäre ein großes Bentonitdichtelement vorzusehen, das durch Widerlager im Liegenden und Hangenden stabilisiert wird. Das Bentonitdichtelement würde aus hoch verdichteten Bentonitblöcken und –pelets mit zugemischtem Bentonitpulver bestehen. Die Verschlussbauwerke wären analog zu Streckenverschlüssen in Tongestein vorzusehen /Jobmann 2017/. Abbildung 9-11: Schematische Darstellung eines Schachtverschlusses mit Dichtelement im Tonstein des ewG TEC-20-2017-AB 135 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Salzgestein Als Referenzkonzept für ein Schachtverschlusskonzept in Salzgesteinen wird hier das für die Gorleben-Schächte entwickelte Konzept betrachtet /GRS 2011b/, /Engelhardt 2011b/, /GRS 2012b/, /GRS 2012c/, /Linkamp 2012/. Analog zum Schachtverschlusskonzept für Tonsteine kann auch im Schachtverschlusskonzept für Salzgesteine das untere Widerlager im Kristallgestein (= Wirtsgestein) als Schottersäule aus Ausbruchsmaterial des Kristallingesteins oder Schotter ausgeführt werden. Die darüber folgenden Dichtelemente befinden sich komplett im Salzgestein. Die Reihenfolge und Ausgestaltung der verschiedenen Dichtelemente und Widerlager richtet sich nach der standortspezifischen Geologie. So werden die Dichtelemente so angeordnet, dass sie nicht nur den vertikalen Fluidstrom über den Schacht verhindern, sondern gleichzeitig dichten sie die Ausstreichbereiche lösungsführender Salinarformationen (meist Anhydrit) an der Schachtkontur ab. Außerdem wurden die Baustoffe der diversitären Schachtverschlusskomponenten entsprechend dem Chemismus der zutretenden Deckgebirgslösungen, alterierten Lösungen und der Lösungen aus dem Grubengebäude ausgewählt (s. Abbildung 9-12): Sorelbeton in Bereichen, die von K, MgCl – reichen Salzlösungen beeinflusst werden (integrale Permeabilität < 10-17 m²), Zwischen den unterschiedlichen Betonarten können Widerlager-/Speicherschichten vorgesehen werden, in den sich zutretende Lösungen an eingebrachtem Bischoffit aufsättigen können bevor sie den Sorelbeton erreichen. Salzbeton in Bereichen, die gesättigten NaCl-Lösungen beeinflusst werden (integrale Permeabilität < 10-18 m²), Salzgrus als Langzeitdichtungen in Bereichen, die durch gesättigte NaCl-Lösungen beeinflusst werden (zunächst < 10-15 m², später < 10-17 m²), Bentonit in Bereichen, die von teil- oder ungesättigten NaCl-Lösungen beeinflusst werden (< 10-17 m²), vorgeschaltet eine Filterschicht aus Kies und Sand. Die Art des Bentonits richtet sich nach den zutretenden Deckgebirgslösungen. Im Bereich der Dichtelemente wird jeweils die Auflockerungszone an der Schachtwandung bis auf wenige zehner cm reduziert. In-situ-Versuche haben gezeigt, dass sich die anfängliche Permeabilität der Dichtelemente durch die Einspannung im Gebirge weiter reduzieren wird. Weitere Details des Barrierendesigns sind in /Engelhardt 2011b/ und /GRS 2012b/ beschrieben. Die Schachtverschlüsse wurden für eine Funktionsdauer von 50.000 Jahren ausgelegt. Es ist zu überprüfen, ob dieses Konzept auch eine Funktionsdauer von 1 Mio. Jahren abdecken könnte bzw. welche Modifikationen hierfür erforderlich wären. Die Lastannahmen für die Auslegung der Schachtverschlüsse umfassen die litho- und hydrostatischen Drücke, hydrochemische Einwirkungen durch verschiedene Deckgebirgs- und Wirtsgesteinslösungen sowie alterierte Lösungen, das Bemessungserdbeben, die thermomechanischen Spannungen durch die Einlagerung wärmeentwickelnder Abfälle, erhöhte FKZ 02E11112 Abschlussbericht 136 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte hydrostatische Drücke durch eine Meeresüberflutung infolge einer Klimaerwärmung sowie ggf. Salzbewegungen. In sinngemäßer Übertragung der Anforderungen der KTA 2201 ist bei Auftreten des Bemessungserdbebens eine Beschädigung der Barrieren, z. B. durch Setzungen der Schottersäulen und resultierende Lageverschiebungen des Schachtverschlusses, zulässig, doch muss die Dichtfunktion der Barriere weiter gewährleistet sein. Das Verschlusskonzept für den Schacht Gorleben 1 ist für eine Funktionsdauer von 50.000 a ausgelegt, so dass eine mögliche Modifikation des Konzeptes zur Gewährleistung einer Funktionsdauer von 1 Mio. a geprüft werden muss. Der im Gorleben-Konzept für die unteren Widerlager und Dichtelemente vorgesehene Beton kann korrodiert werden, so dass für ihn wahrscheinlich keine Funktionsdauer von 1 Mio. a. belegt werden kann. Daher wird bezüglich der Langzeitdichtung stärker auf Salzgrus zurückgegriffen, dessen Zusammensetzung dem umgebenden Gebirge entspricht. Als Widerlager können ggf. langzeitstabile Hartgesteinsschotter vorgesehen werden. Da die Kompaktion des Salzgrus einige 1.000 bis wenige 10.000 a Jahre dauern kann, müssen allerdings in den Schachtverschluss auch Dichtmaterialien integriert werden, die unmittelbar nach Verschluss des Endlagers die Dichtfunktion erfüllen können, und deren Funktionsdauer mindestens dem Zeitraum für die Salzgruskompaktion entsprechen muss. Hierfür könnten dann Dichtelemente aus Salz- oder Sorelbeton geeignet sein. Die Schachtverfüllung im obersten Teil der Schächte imitiert – gemäß bergrechtlichen Anforderungen – die natürliche Schichtenfolge des Gebirges. Für das Verschlusssystem einer Rampe im Salzgestein des ewG wäre ein großes Kerndichtelement vorzusehen, das durch Widerlager aus Sorelbeton A1 im Liegenden und Hangenden stabilisiert wird. Das Kerndichtelement würde ebenfalls aus Sorelbeton A1 bestehen. Die Verschlussbauwerke wären analog zu Streckenverschlüssen in Salzgestein vorzusehen GRS 2012b/, /GRS 2012c/. Die jeweils eingesetzten Materialien müssen sich dann an den jeweils lokal angetroffenen Salztypen orientieren. Ggf. angetroffene Störungen (z. B. Anhydrit-Lagen) müssten ggf. durch eigene Streckenverschlussmodule abgedichtet werden. TEC-20-2017-AB 137 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Bentonit Basaltschotter Salzgrus Salzbeton Sorelbeton Abbildung 9-12: Schematische Darstellung des Gorleben-Schachtverschlusskonzeptes /GRS 2012a/ 9.4 Stützender Versatz Bei der Auffahrung eines Grubengebäudes entsteht zunächst nicht weiter verwendbares, gebrochenes Gestein, sogenannter Abraum. Vorbehaltlich der Errichtung einer Speichermöglichkeit unter Tage (Bunker) muss der anfallende Abraum nach über Tage zu einer Halde auf dem Betriebsgelände gefördert werden. Das aufgehaldete Material kann bei Bedarf und Eignung später als Versatz wieder genutzt oder als Baustoff abtransportiert und verkauft werden. Im konventionellen Festgesteinsbergbau ist es durchaus, üblich Abraum als Versatz wieder zu verwenden. Dadurch reduziert sich das Haldenvolumen über Tage und Grubenbaue, welche zum Versatz vorgesehen sind, können mit arteigenem Material wieder FKZ 02E11112 Abschlussbericht 138 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte verfüllt werden. Dennoch muss der größte Anteil des Abraums auf einer Halde auf dem Betriebsgelände entsorgt werden /EPA 1997/. Die Zusammensetzung des Gesteins hat Einfluss auf die Wiederverwendbarkeit als Versatz. Beispielsweise können Gesteine Sulfide enthalten, die bei Kontakt mit Wässern oxidieren und zu sauren Lösungen und der Mobilisierung von Schwermetallen und anderen Stoffen führen können /POSIVA 2009/. Dabei unterscheidet sich das Gestein der Auffahrung der Tageszugänge je nach Aufbau des Deckgebirges wahrscheinlich von dem Material, welches bei Auffahrung des Grubengebäudes unter Tage entsteht. Dabei handelt es sich, je nach Standort, voraussichtlich zum größten Teil um Sedimentgesteine. Eine mögliche Wiederverwendung dieses Materials als Versatz- und Verfüllmaterial muss standortabhängig geprüft werden. Bei fortschreitender Auffahrung handelt es sich bei dem geförderten Abraum voraussichtlich nur noch um das Wirtsgestein, also kristallines Festgestein. Dieses kann bei entsprechendem Fortschritt des Betriebes (Beginn Versatz erster Grubenbaue) direkt unter Tage weiter verarbeitet oder zunächst in einem unter Tage errichteten Bunker zur weiteren Verwendung gespeichert werden. Das Auffahren eines Bunkers muss für das Errichten eines Endlagerbergwerkes geprüft werden, da damit zusätzliches Hohlraumvolumen geschaffen wird. Sollte kein Bunker errichtet werden können, müssen der anfallende Abraum, der nicht gleich einer Verwendung zugeführt werden kann, zunächst auf eine übertägige Halde gefördert und zur Verwendung wieder in das Bergwerk zurück gebracht werden. Dabei muss für die Abraummenge beachtet werden, dass das hereingewonnene Material ein größeres Volumen aufweist als das zuvor im Gebirgsverbund anstehende Gestein. Die Größe und Größenverteilung der Bruchstücke im Abraum haben Einfluss auf dieses Schüttvolumen und variieren dabei je nach Art der Auffahrung und den Eigenschaften der anstehenden Gesteinsart /Reuther 2010/. Die gewünschten Eigenschaften des späteren Versatzes spielen auch eine Rolle bei der Menge des nutzbaren Abraummaterials. Dabei sind die Größenverteilung der Bruchstücke und die Art der Einbringung des Versatzes entscheidend. Je feiner gebrochen der Versatz sein soll, desto mehr Abraum kann als Versatz eingebracht werden. Der Abraum muss dann mit dementsprechendem Aufwand aufbereitet, z. B. gebrochen oder gemahlen, werden. Auch die Versatzart, ob mechanischer, hydraulischer oder pneumatischer Versatz, ist bestimmend /Reuther 2010/. Aufgrund der Anforderungen an den Versatz in einigen Bereichen eines Endlagerbergwerkes kommt auch nur ein begrenzter Bereich des Grubengebäudes für die Verfüllung mit Abraumbzw. Haldenmaterial in Frage. Dazu zählen im Wesentlichen die Infrastrukturbereiche, Teile der Verfüllsäule des Schachtes bzw. der Schächte oder ggf. der Rampe, Grubenräume ohne weitere Anforderungen an den Versatz und andere Grubenräume außerhalb des Einlagerungsbereiches. Außerdem kann geprüft werden, ob der Abraum als Zuschlagsstoff für Versatz mit bestimmten Anforderungen genutzt werden kann. TEC-20-2017-AB 139 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Der Einsatz von zuvor auf einer Halde gelagertem Abraummaterial als Versatz ist durchaus denkbar. Dabei müssen jedoch die anstehende Gesteinsart, deren Zusammensetzung und, abhängig von der Art der Auffahrung, die Bruchstückgrößen und deren Verteilung sowie die Art des Versatzes und dessen gewünschte Eigenschaften beachtet werden. Endlagerkonzepte: Infrastrukturbereich: KBS-3 und multipler ewG, Grubenräume außer Einlagerungsbereichen: Überlagernder ewG Funktionen Stabilisierung der Grubenräume, und Vermeidung einer Ausweitung der ALZ. Funktionsdauer während des Nachweiszeitraums (1 Mio. Jahre). Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: keine Mechanische Anforderungen: Stabilität gegenüber dem auflaufenden Gebirgsdruck und dem Quelldruck des Bentonits. Thermische Anforderungen: keine. Chemische Anforderungen: Über den Nachweiszeitraum stabil, mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern kompatibel. Technisches Design Die Grubenräume sollen mit kompaktiertem, zerkleinerten Ausbruchmaterial verfüllt werden. Ziel ist die mechanische Stabilisierung des Gebirges, um eine Ausweitung der ALZ zu vermeiden. Es bestehen keine hydraulischen Anforderungen. 9.5 Verschlüsse im Bereich von Störungszonen Endlagerkonzepte: KBS-3, Multipler ewG, Überlagernder ewG Funktionen Vermeidung einer Störung der Strömungsverhältnisse im Gebirge durch die Grubenräume, Vermeidung eines starken Lösungszutritts und einer Erosion des Versatzes in den angrenzenden Grubenbereichen. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 140 TEC-20-2017-AB Verfüll- und Verschlusskonzepte Funktionsdauer Die Erosion des Versatzes soll während des ganzen Nachweiszeitraumes vermieden werden. Auslegungsanforderungen Hydraulische Anforderungen: Hydraulische Leitfähigkeit < 10-8 m/s (Permeabilität < 10-15 m²) (Arbeitshypothese) Mechanische Anforderungen: Stabilität gegenüber dem auflaufenden Gebirgsdruck, dem Fluiddruck und dem Quelldruck des Bentonits im Versatz der angrenzenden Strecke. Thermische Anforderungen: Keine. Da im Bereich der Einlagerungsfelder keine hydraulisch stark leitenden Störungen zulässig sind, werden sich diese Barrieren in Bereichen befinden, die nicht mehr stark aufgeheizt werden. Chemische Anforderungen: Über den Nachweiszeitraum stabil, bestmögliche Kompatibilität mit dem Wirtsgestein und den Formationswässern. Technisches Design Ziel ist, dass die Strömungsverhältnisse im Gebirge nicht durch das Grubengebäude gestört werden. Daher wird die Strecke im Bereich der Störung mit hydraulisch gut leitenden Schottern und Sanden verfüllt, damit das Grundwasser die Strecke ungestört durchströmen kann. Im Anschluss ist eine Filterschicht vorgesehen, die eine gleichmäßige Anströmung des folgenden Dichtelementes gewährleistet und eine Erosion des Dichtelementes verhindert. Das Dichtelement besteht aus hoch verdichteten Bentonitblöcken in Kombination mit einer Konturabdichtung mit Bentonitpellets. Exemplarisch wird hier, wie oben für Buffer und Streckenabdichtung beschrieben, ein Ca-Bentonit angenommen. Da die hydraulischen Anforderungen an diese Dichtelemente geringer sind, könnte der Anteil klastischer Zuschlagstoffe erhöht werden. Dadurch würde auch die Widerstandsfähigkeit gegen Erosion erhöht. Zum Abschluss folgen noch mal eine Filterschicht (optional) und ein BetonWiderlager, um das Dichtelement zu fixieren (s. Abbildung 9-13). TEC-20-2017-AB 141 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Verfüll- und Verschlusskonzepte Durchfluss durch den Grubenbau Sand oder Ausbruchmaterial Filterschicht Dichtelement Filterschicht Streckenversatz Abbildung 9-13: Barrieren im Bereich hoch transmissiver Zonen /SKB 2010g/ FKZ 02E11112 Abschlussbericht 142 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung 10 Grubengebäudeplanung Die Auffahrung von Verbindungstrecken zwischen den Tageszugängen und den Einlagerungsfeldern dient der Erschließung der Einlagerungsbereiche. Im konventionellen Bergbau werden diese Strecken unter den Begriffen Aus- und Vorrichtung zusammengefasst. Ausrichtung, im bergbaulichen Sprachgebrauch, beschreibt dabei die Erstellung von Grubenbauen durch die eine Lagerstätte zugänglich gemacht und in verschiedene Bereiche unterteilt wird. Der Begriff der Vorrichtung umfasst alle Auffahrungen von Grubenbauen zur direkten Vorbereitung des Abbaus /Reuther 2010/. Übertragen auf ein Endlager dienen die Einlagerungsstrecken als Vorrichtungsgrubenbaue. Tageszugänge und Zugangsstrecken wie Richtstrecken oder Querschläge entsprechen der Ausrichtung. Die Planung der Grubenbaue durch die Entwicklung ihrer Hohlraumkontur und ihre räumliche Anordnung zueinander ist von einer Vielzahl unterschiedlicher Faktoren abhängig. Die wesentlichen Einflussfaktoren sind: Der Aufbau und die Eigenschaften des Wirtsgesteins in Bezug auf die Langzeitsicherheit (s. Kapitel 2) Die Anforderungen an das Endlagerkonzept (s. Kapitel 3) Die Abfallgebinde und ihre Anzahl (s. Kapitel 6) Der Platzbedarf für Vortrieb und Förderung (Haufwerk, Material, Personal, Wetter) und weitere technische Einrichtungen (s. Kapitel 7)) Das geomechanische Verhalten des Gebirges und die Vortriebstechnik (s. Kapitel 7) Der Platzbedarf für Transport- und Einlagerungstechnik (s. Kapitel 0) Das Verfüll- und Verschlusskonzept (s. Kapitel 9) Die thermische Auslegung des Endlagers (s. Kapitel 0) Nachfolgend werden für die drei Einlagerungskonzepte (des modifizierten KBS-3-Konzepts, des Multiplen ewG, des überlagernden ewG) Konzepte für die Aus- und Vorrichtung der Einlagerungsfelder erarbeitet. Dies umfasst im Wesentlichen den Entwurf von Grubenbauen als Tageszugänge, als Verbindung zwischen den Tageszugängen und den Einlagerungsfeldern sowie den Entwurf der Einlagerungsstrecken bzw. Bohrlochüberfahrungsstrecken selbst. Die Grundlage für die Querschnittsdimensionierung bilden im Wesentlichen die geometrischen Anforderungen der genutzten Technik. Durch die Anordnung der Grubenbaue in einer beispielhaften generischen Geologie entstehen Grubengebäude für alle drei Einlagerungskonzepte. Aufgrund des beispielhaften Charakters der Geologie stellen die Grubengebäude und die verwendeten Grubenbauten keine Festlegung für ein Endlager im Kristallingestein dar. Stattdessen können sie nur der Anschauung dienen. Deshalb ist die Entwicklung der Grubenbauten nicht nur auf jene beschränkt, die in den dargestellten Grubengebäuden zum Einsatz kommen. Die Grubenbauten stellen stattdessen einen Baukasten aus grundsätzlich sinnvollen Schacht-, Rampen- und Streckenquerschnitten dar, mit deren Hilfe ein Endlagerkonzept in beliebige Geologien im Kristallingestein eingebaut werden kann. So ist der Nutzen der Grubengebäudeplanung dieses Vorhabens zweierlei: Einerseits können die vorhandenen Grubengebäude weiteren Überlegungen insbesondere zur Langzeitsicherheit zu Grunde TEC-20-2017-AB 143 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung gelegt werden, andererseits erleichtern die verschiedenen Module des Baukastens die Erstellung neuer Grubengebäude in anderen geologischen Umgebungen. Die aus den Anforderungen abgeleiteten Querschnitte der Grubenbaue befinden sich im Anhang. Die angegebenen Querschnitte bzw. Abmessungen der Grubenbaue beziehen sich dabei stets auf den lichten Querschnitt. Zusätzliche Ausbruchsmassen und unregelmäßige Ausprägungen der Kontur in Folge des Bohr und Sprengvortriebes (siehe Abbildung 10-1) werden nicht berücksichtigt. Gemäß /SKB 2010d/ ist in den Bohrlochüberfahrungsstrecken eine Ausbruchgenauigkeit notwendig, die 35 % zusätzlich erzeugte Querschnittsfläche durch den Ausbruch bei Sprengung im Vergleich zum notwendigen lichten Querschnitt nicht überschreitet. Abbildung 10-1: Schematische Darstellung des lichten Querschnitts und des zusätzlichen Ausbruchs nach /SKB 2010d/ 10.1 Thermische Auslegung Zur Erstellung von exemplarischen Grubengebäuden ist es notwendig, plausible Abstände von Abfallgebinden mit Wärme entwickelnden Abfällen zu einander anzunehmen. Dies geschieht einerseits anhand technischer Randbedingungen, die ein notwendiges Minimum von z. B. dem Abstand von Bohrlöchern in Streckenachse verlangen. Andererseits sind thermische Auslegungsrechnungen dann bestimmend für Abstände, wenn das Unterschreiten einer Auslegungstemperatur nur durch größere Abstände als den technisch notwendigen möglich ist. In diesem Vorhaben wird eine Auslegungstemperatur von 100° C für alle Einlagerungskonzepte als Arbeitshypothese angenommen. Diese kann über die Vermeidung einer FKZ 02E11112 Abschlussbericht 144 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung thermischen Beeinflussung der Tonminerale im Buffer, den Verschlussbauwerken und dem Verfüllmaterial des Verfüll- und Verschlusskonzepts begründet werden. Inwiefern eine Überschreitung von 100° C in den verschiedenen Konzepten zulässig sein kann, muss in Zukunft bei Überlegungen mit Bezug zur Langzeitsicherheit überprüft werden. Insbesondere im Konzept mit sedimentärer Überdeckung erscheint dies aber möglich. Für dieses Vorhaben ist die Ermittlung von grundsätzlich plausiblen Behälter- und Streckenabständen anhand einer konservativ ausgewählten Auslegungstemperatur ausreichend. Aus diesem Ansatz heraus kann für die Einlagerungskonzepte des modifizierten KBS-3-Konzepts und des multiplen ewG auf die Berechnungsergebnisse aus /DBETEC 2016/ für die Endlagervariante Granit 100 zurückgegriffen werden, denen ein dem modifizierten KBS-3-Konzept vergleichbares Einlagerungsschema zu Grunde liegt. Ein Einlagerungskonzept wie das des multiplen ewG, in dem Sand und Stahlliner eine höhere Wärmeleitfähigkeit im Vergleich zu Bentonit und Granit besitzen, wird in den Rechnungen dort nicht berücksichtigt. Dies bedeutet, dass die notwendigen thermischen Abstände für dieses Konzept überschätzt werden und demnach konservativ sind. Zur Vergleichbarkeit der in /DBETEC 2016/ ermittelten Abstände mit denen des Konzepts des überlagernden ewG wurde für dessen thermische Auslegung in diesem Vorhaben wie in /DBETEC 2016/ eine Teufe der Einlagerungssohle von 600 m angenommen. Aufgrund der geringen Anzahl an Abfallgebinden mit WWER Brennelementen wurde keine eigene Auslegung für diesen Abfalltyp vorgenommen. Stattdessen gelten die Ergebnisse für Abfallgebinde mit DWR/SWR konservativ abdeckend für WWER Abfälle. Die folgenden Abschnitte zeigen die thermische Auslegung der Einlagerungsgeometrie im Einlagerungskonzept des überlagernden ewG unter Einhaltung eines Temperaturkriteriums von 100° C. Die Basis für die Modellbildung der thermischen Auslegungsrechnungen ist die Geometrie der Einlagerungsstrecken, insbesondere die des Querschnitts der Einlagerungsstrecke. Diese Geometrie wird im Anhang (13.14) beschrieben. Zur besseren Übersichtlichkeit sind die unter Berücksichtigung thermischer RAndbedingungen ermittelten, minimalen Bohrloch- bzw. Behälter- und Streckenabstände in Tabelle 10-1 für alle Einlagerungskonzepte dieses Vorhabens zusammengefasst. Eine Optimierung der Packungsdichte der Behälter erfolgt in diesem Vorhaben nicht. TEC-20-2017-AB 145 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Tabelle 10-1: Aus thermischen Abfallgebinde Randbedinungen Einlagerungsvariante, Abfallgebinde und Abfalltyp Mindestabstände der Bohrlochbzw. Streckenabstand Behälterabstand [m] [m] Modifiziertes KBS-3-Konzept BSKCu mit DWR/SWR Mix BSKCu mit WWER BSKCu mit CSD-V Multipler ewG BSK-RCu mit DWR/SWR Mix BSK-RCu mit WWER BSK-RCu mit CSD-V Überlagernder ewG POLLUX®-3 mit DWR/SWR Mix, WWER POLLUX®-9 mit CSD-V 10.1.1 ermittelte 6 4,4 4,9 21 21 21 6 4,4 4,9 21 21 21 7 1 55 22 Modellbildung 10.1.1.1 Berechnungsmodell Das Berechnungsmodell ist in Abbildung 10-2 dargestellt. Es bildet eine einzelne Strecke ab. Die Einlagerungssohle liegt bei 600 m unter der Geländeoberkante. In der Strecke ist ein POLLUX®-3 Behälter auf einem Podest aus Bentonit eingelagert. Der Behälter ist diskret in zwei Komponenten modelliert. Er besteht aus einem thermisch aktiven Korb, der von einem thermisch inaktiven Stahlbehälter umgeben ist. Entsprechend dem Einlagerungskonzept wird die Strecke mit Bentonit verfüllt. Das Gebirge wird als homogen angenommen. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 146 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung Abbildung 10-2: Berechnungsmodell Symmetriebedingungen wurden bei der Erstellung des Berechnungsmodells berücksichtigt. Die horizontalen Modellränder – das sind der obere und der untere Modellrand – wurden in einer hinreichenden Entfernung zum Abfallgebinde gewählt, so dass die Ränder die Temperatur im Modellgebiet innerhalb des Simulationszeitraums nicht beeinflussen. Die vertikalen Modellränder mit parametrisierbaren Abstand (das sind der rechte und der hintere Modellrand) wurden in unterschiedlicher Entfernung zum Abfallgebinde angesetzt. Werden die vertikalen Modellränder in einer Entfernung vom Abfallgebinde gewählt, dass sie innerhalb der Simulationsdauer keinen Einfluss auf die Temperatur im Modellgebiet haben, wird damit ein einzelnes Abfallgebinde in einem Einlagerungsfeld simuliert. Werden die vertikalen Ränder in geringerer Entfernung gewählt, entspricht dies thermischen Symmetrierandbedingungen. So wird der mittlere Bereich eines sehr großen Einlagerungsfeldes erfasst. Der thermische Einfluss der begrenzten Ausdehnung der Einlagerungsfelder und die daraus resultieren Randeffekte werden dabei vernachlässigt. Dieser Ansatz stellt den konservativsten Fall dar und wurde deswegen für dieses Berechnungsmodell gewählt. Die Berücksichtigung der Randeffekte würde es erlauben, an den Grenzen der Einlagerungsfelder im Rahmen einer Optimierung Abfallgebinde mit höherer Wärmeleistung unter Einhaltung der Auslegungstemperatur einzulagern. Diese ist jedoch nicht Gegenstand der hier durchgeführten Auslegungsberechnungen. 10.1.1.2 Berechnungsprogramm Die Berechnungen wurden mit Hilfe des Programms FLAC3D in der Version 5.1 /ITASCA 2013/ durchgeführt. Flac3D ist ein Programm zur Berechnung von dreidimensionalen Multiphysics-Modellen auf der Basis der Finite-Differenzen-Methode. Aktuell ist es in der Lage, thermisch (T), mechanisch (M) und hydraulisch (H) gekoppelte Systeme zu modellieren. In- TEC-20-2017-AB 147 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung nerhalb der Elemente wird ein linearer Ansatz vergleichbar mit der Finite-Elemente-Methode verwendet. Die Lösung des Gleichungssystems erfolgt auf der Basis eines expliziten Zeitschrittverfahrens. Der Code wird weltweit von unterschiedlichsten Unternehmen für verschiedenste geomechanisch relevante Fragestellungen sowohl kommerziell als auch bei der Bearbeitung von FuE-Themen eingesetzt und gilt als hinreichend validiert. 10.1.2 Materialverhalten Die thermische Auslegung der betrachteten Endlagerkonfiguration erfolgt unter ausschließlicher Verwendung der thermischen Prozessklasse. Denn die Materialbereiche im Berechnungsmodell weisen keine signifikante Spannungsabhängigkeit aus. Es wird für die Berechnungen angenommen, dass der thermische Energietransport ausschließlich durch Wärmeleitung erfolgt, Wärmestrahlung und Konvektion werden vernachlässigt. Damit sind die relevanten Materialparameter festgelegt. Es sind die Dichte, die massenspezifische Wärmekapazität und die Wärmeleitfähigkeit. Aufgrund seiner Genese weist der Granit eine isotrope Wärmeleitfähigkeit auf. Dies gilt auch für die anderen Materialien im Berechnungsmodell. Die Materialkennwerte aller Materialien werden als konstant angenommen. Diese sind in Tabelle 10-2 tabelliert. Tabelle 10-2: Materialkennwerte Referenz Behälter / Korb Bentonit Granit 10.1.3 /GRS 2012a/ /SKB 2010b/ /Rautioaho 2009/ /SRSA 2015/ Dichte [kg/m³] 7000 2070 Wärmekapazität [J / kg / K] 515 1100 Wärmeleitfähigkeit [W / kg / K] 15 1,0 2700 763 3,57 Thermische Leistung und Zwischenlagerzeit Die POLLUX®-3-Behälter können wahlweise mit den Brennstäben von 3 Brennelementen aus Druckwasserreaktoren westlicher Bauart (DWR), von 10 Brennelementen aus Siedewasserreaktoren westlicher Bauart (SWR) oder von 7,5 Brennelementen aus Druckwasserreaktoren russischer Bauart (WWER) beladen werden. Die unterschiedliche Behälterbeladung lässt sich damit begründen, dass die Brennstäbe aus SWRBrennelementen um zwei Drittel kürzer sind, als die DWR-Brennstäbe und so eine dreifache Beladung in einem Behälter möglich ist. Die WWER-Brennstäbe sind dünner als ihr westliches Pendant, was eine zweieinhalbfache Beladung ermöglicht. In den Reaktoren westlicher Bauart DWR und SWR wurden als Brennstoffe Uranoxid- (UO2) und Mischoxidbrennelemente (MOX) jeweils auf Basis der Nuklide Uran 235 und Plutonium eingesetzt. In den Reaktoren russischer Bauart kamen nur UO2-Brennstoffe zum Einsatz. Die Nachzerfallswärme dieser Brennstoffe wurde entsprechend den in /GRS 2011b/ beschriebe- FKZ 02E11112 Abschlussbericht 148 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung nen Abbrandberechnungen übernommen. Die Abbrandberechnungen gelten für jeweils eine charakteristische Nachzerfallswärme pro Abfallart. Für die Einlagerung von MOX-Brennelementen, die im Vergleich zu UO2-Brennelementen eine hohe Wärmeproduktion aufweisen, wurde eine Behälterbeladung entwickelt, die zum überwiegenden Anteil aus den Brennstäben von DWR-BE besteht und zu einem geringen Anteil aus denen der MOX-BE /Amelung 2005/. Das in /GRS 2012a/ verwendete Verhältnis in der Behälterbeladung von 89 % UO2-Anteil und 11 % MOX-Anteil entspricht dem Mischungsverhältnis, welches sich aus dem Verhältnis der Gesamtmengen von DWR-UO2-BE und DWR-MOX-BE ableitet. In Abbildung 10-3 ist die thermische Leistung der einzelnen Brennelementtypen in einer zur Beladung mit DWR-BE äquivalenten Bestückung dargestellt. Die gemischte Beladung mit 89% UO2 und 11% MOX deckt die Wärmefreisetzung der UO2-Brennelemente aus DWR-, SWR- und WWER-Reaktoren konservativ ab. Die Wärmeleistung für reine Beladungen aus MOX-Brennelementen ist auch in der Abbildung zu sehen. Behälter mit solcher Beladung sind unter Einhaltung des Temperaturkriteriums von 100° C nicht umsetzbar. Die thermische Leistung einer Kokille (CSD-V) mit Wiederaufarbeitungsabfällen ist ebenfalls dargestellt. Sie zeigt ein anderes Abbrandverhalten im Vergleich zu den Brennelementen. Die Wärmeleistung solcher Abfälle bleibt zunächst auf dem Niveau der UO 2-Brennelemente und fällt ab 50 Jahren nach Wiederaufarbeitung stärker ab. Aus diesem Grund muss eine thermische Auslegung für die wiederaufgearbeiteten Abfälle durchgeführt werden. Abbildung 10-3: Thermische Leistung eines Brennelementes in Abhängigkeit von der Zeit, beladungsäquivalent zu einem DWR-BE TEC-20-2017-AB 149 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Gemäß dem Abschlussbericht der Kommission für die Lagerung hoch radioaktiver Abfallstoffe wird ein frühester Einlagerungsbeginn für das Jahr 2050 angenommen /Endlagerkommission 2016/. Die Zwischenlagerzeit der Abfälle beträgt zu diesem Zeitpunkt je nach Abfallart und Entstehungszeitpunkt bis zu 60 Jahre. Bei einer angenommenen Einlagerungsdauer von 30 Jahren lässt sich eine kürzeste Zwischenlagerzeit von 57 Jahren für die Brennelemente westlicher Bauart errechnen. Für die wiederaufgearbeiteten Abfälle wird konservativ eine Zwischenlagerzeit von 53 Jahren angenommen. 10.1.4 Ergebnisse der thermischen Auslegung Die Berechnungen wurden unter Variation des Behälter- und Streckenabstandes in dem parametrisierten Berechnungsmodell durchgeführt. Der Auswertepunkt – der heißeste Punkt am Behälter, der auch der heißeste Punkt im Endlager ist – liegt an der obersten Stelle der Behälterfläche im Kontakt zum Bentonitversatz, vgl. Abbildung 10-2. Die Ergebnisse dieser Auswertung werden im Folgenden für die Brennelemente und die verglasten Abfälle dargestellt 10.1.4.1 Thermische Auslegung der Endlagerung von DWR-Mix- und WWERBrennelementen Für die DWR-Mix Brennelemente wurden insgesamt 100 Berechnungen über 100 Jahre durchgeführt. Der Behälter- und Streckenabstand wurde jeweils zwischen 10 und 50 m in 5 m Schritt variiert. Die zeitlichen Temperaturverläufe am Auslegungspunkt für alle Berechnungen sind in Abbildung 10-4 dargestellt. Die Kurven zeigen den gleichen charakteristischen Verlauf. Sie erreichen ein zügiges Temperarturmaximum und fallen dann mehr oder weniger stark ab. Der Abfall nach dem Temperaturmaximum wird durch die Überlagerungseffekte der Wärmeentwicklung aus benachbarten Behältern bestimmt. Ein zweites Temperaturmaximum infolge Temperaturüberlagerung ist nicht zu erwarten. Die maximalen Temperaturen liegen zwischen 99°C und knapp 127°C. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 150 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung Abbildung 10-4: Zeitliche Temperaturverläufe am Auslegungungspunkt Die Darstellung der erreichten Peak-Temperaturen über den Behälter- und den Streckenabstand ergibt die folgende 3D-Antwortfläche in Abbildung 10-5. Sie ergibt sich aus der Interpolation der maximalen Temperaturen aus Abbildung 10-4. Diese Punkte sind auf der Antwortfläche mit kleinen dunklen Kugeln markiert (support points). Erwartungsgemäß wird die höchste Temperatur erreicht, wenn die Abstände minimal sind – Behälterabstand = Streckenabstand = 10 m. Die Antwortfläche fällt mit wachsendem Behälter- und Streckenabstand steil ab und erreicht ein Plateau bei 98,5°C. Das erreichte Plateau zeigt, dass dort keine Überlagerungseffekte stattfinden. Die Plateau-Temperatur entspricht somit derjenigen, die von einem einzigen Behälter im Gebirge verursacht wird. Ferner zeigt die durchgeführte statistische Analyse, dass der Streckabstand doppelt so sensitiv wie der Behälterabstand ist. In der Antwortfläche ist die 100° C-Isolinie gezeichnet. Diese Linie entspricht der Temperaturgrenze für Kristallin als Wirtsgestein. In der Draufsicht der Antwortfläche in Abbildung 10-6 lässt sich einfach erkennen, welche Kombination aus Behälter- und Streckenabstand zu einer optimalen Auslegung der Einlagerungsgeometrie führt. Durch Interpolation wurde die Kombination eines Behälterabstands von 7 m und eines Streckenabstands von 55 m gewählt. So wird der Auffahraufwand pro Behälter in den Einlagerungsstrecken reduziert. TEC-20-2017-AB 151 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Abbildung 10-5: Antwortfläche der Auslegungsrechnungen Abbildung 10-6: Draufsicht der Antwortfläche FKZ 02E11112 Abschlussbericht 152 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung 10.1.4.2 Thermische Auslegung der Endlagerung von verglasten CSD-V-Abfällen Für die Auslegung der CSD-V Einlagerungsfelder führte der gewählte Wertbereich von 10 bis 50 m für den Behälter- und Streckenabstand zu keiner optimalen Auslegung. Die maximalen Temperaturen aller Berechnungen lagen unter 100° C. Aus diesem Grund wurde die Erkenntnis der Sensitivitätsanalyse aus der DWR-Mix Auslegung genutzt. Der Behälterabstand wurde auf ein Minimum von einem Meter fixiert und der Streckenabstand zwischen 6 m und 24 m in 2 m Schritt variiert. Die Temperaturverläufe über die Zeit sind in Abbildung 10-7 dargestellt. Die Temperaturmaxima sind zwischen ca. 95°C und knapp unter 190°C. Nur zwei Berechnungen führen zu einem Temperaturmaximum unter 100° C im angenommenen Wertebereich. Die Darstellung der erreichten Temperaturmaxima über den Streckenabstand in Abbildung 10-8 zeigt einen charakteristisch exponentiell abfallenden Verlauf. Das Temperaturkriterium ist ab 22 m Streckenabstand erfüllt. Eine optimale Auslegung für die Einlagerungsfelder der verglasten Abfälle kann bei einem Streckenabstand von 22 m und einem Behälterabstand von 1 m erreicht werden. Abbildung 10-7: Temperaturverläufe über die Zeit TEC-20-2017-AB 153 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Abbildung 10-8: Verhältnis von Streckenabstand zur Temperatur bei einem Behälterabstand von einem Meter 10.2 Entwurf beispielhafter Grubengebäude Mit den an diesem Punkt zur Verfügung stehenden Informationen können die Grubengebäude aller Einlagerungsvarianten beispielhaft konstruiert werden. Dafür wird ein zufälliges Störungsmuster als Geologie angenommen. Vorneweg stehen Überlegungen zur Wahl der Tageszugänge durch die beleuchtet werden soll, wann die Wahl eher auf einen Schacht und wann eher auf eine Rampe fallen sollte. 10.2.1 Überlegungen zur Wahl der Tageszugänge 10.2.1.1 Internationaler Stand Im internationalen Vergleich werden sowohl Schächte als auch Rampen für die Erschließung der Grubengebäude für die Endlagerung radioaktiver Abfallstoffe genutzt bzw. konzipiert. Die alleinige Erschließung mit Schächten ist durch den Aufbau des Deckgebirges im Wirtsgestein Salz zu empfehlen /Roschlau 1988/. Dieses Kriterium führte Deutschland (Gorleben) FKZ 02E11112 Abschlussbericht 154 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung und auch in den USA für den Standort der WIPP Site zu einer ausschließlichen Nutzung von Schächten als Zugang zum Endlager im Salz. Für Endlager im Ton bzw. Kristallin ist auch das Auffahren einer Rampe zur Erschließung des Endlagerstandortes denkbar. In Finnland (Kristallin) wird dem Schacht der Vorrang für den Gebindetransport eingeräumt. Das Endlager wird sich in einer Teufe von 420 m befinden. In Finnland wurde die Entscheidung zwischen einem Schacht und einer Rampe vom Standort der Konditionierungsanlage abhängig gemacht, da kein Transport der Gebinde über Tage stattfinden soll /POSIVA 2017a/. Ähnliche Überlegungen führten auch im französischen Endlagerkonzept zur Nutzung einer Rampe für den Gebindetransport. Das französische Endlager soll in einer Teufe von 490 m errichtet werden. Der Transport der Gebinde erfolgt über eine Standseilbahn /ANDRA 2017/. In der Schweiz (Ton) und in Schweden (Kristallin) wird ebenfalls die Rampe als Transportweg für Gebinde vorgesehen, da sie im Vergleich zum Schacht keine Nachteile für die Langzeitsicherheit oder Terminplanung aufweist und gleichzeitig als flexibler, z. B. für die Wahl des Ansatzpunktes, angesehen wird. Weiterhin wird das bereits geringe Risiko eines Absturzes des Gebindes in einem Schacht in einer Rampe vollständig ausgeschlossen. Das Endlager in der Schweiz soll sich in einer Teufe von 620 m befinden, als Transporttechnik ist eine Zahnradbahn vorgesehen /NAGRA 2017/. Das schwedische Endlager befindet sich standortabhängig in einer Teufe zwischen 400 und 500 m. Der Transport der Gebinde soll gleislos, auf bereiften Spezialfahrzeugen erfolgen /SKB 2017b/. In allen genannten Endlagerkonzepten im Tongestein und Kristallingestein wird eine Kombination aus Schächten und Rampe vorgesehen. Die Teufe der Endlager liegt dabei zwischen 420 und 620 m im Kristallin sowie in Tonformationen. Endlagerkonzepte, die nicht über eine zusätzliche Rampe verfügen, sind nur aus Deutschland und den USA für Konzepte im Salzgestein bekannt. Tabelle 10-3 gibt einen Überblick über die Entscheidung des Transportweges der Gebinde in den Ländern mit bestehenden Konzepten für ein Endlager im tiefen geologischen Untergrund. TEC-20-2017-AB 155 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Tabelle 10-3: Vergleich Schacht Rampe in internationalen Konzepten /SKB 2003b/ /ANDRA 2017/, /POSIVA 2017a/, /SKB 2017b/, /NAGRA 2017/ Land (Organisation) Finnland (Posiva) Frankreich (ANDRA) Schweden (SKB) Schweiz (nagra) Deutschland (BGE) USA (US DOE) Transport über Schacht Entscheidungsgrundlage oder Rampe Schacht, Option Rampe Abhängig vom Standort der Konditionierungsanlage, kein Transport der Gebinde über Tage Rampe Hohe Flexibilität des Ansatzpunktes; Ausschluss des Absturzes eines Abfallgebindes in den Schacht Rampe Hohe Flexibilität des Ansatzpunktes Keine Nachteile in der Langzeitsicherheit, Umweltauswirkungen, Terminplanung Rampe Robustheit des Systems, keine Absturzgefahr, Flexibilität des Ansatzpunktes bei dichter Besiedlung Ausschließlich Schächte Endlager im Salzgestein ausschließlich Schächte Angetroffene Geologie Rampe (WIPP Site) Stollen (Yucca Mountain) Ein entscheidender Punkt, der für das Auffahren einer Rampe spricht, ist die Flexibilität des Ansatzpunktes. Während ein Schachtansatzpunkt stärker an den eigentlichen Endlagerstandort gebunden ist, kann der Ansatzpunkt einer Rampe Rücksicht auf übertägige, bestehende Infrastruktur und Platzangebote für endlagerspezifische Anlagen nehmen. Ein Beispiel dafür ist das Endlager für schwachradioaktive Abfallstoffe Forsmark in Schweden. Das Endlager befindet sich unter der Ostsee und konnte nur über eine Rampe erschlossen werden. 10.2.1.2 Faktoren für die Endscheidung Schacht oder Rampe Im konventionellen Bergbau hängt die Entscheidung zwischen einem Schacht und einer Rampe von mehreren Faktoren ab. Die wichtigsten sind dabei: die Teufenlage des Rohstoffes die Form der Lagerstätte die Förderleistung/Zeit die Betriebszeit der Zeithorizont bis zur Förderaufnahme (Kostenfaktor) die Geologie des Deckgebirges die Laufende Kosten für Maschinentechnik/Personal und die Transporthäufigkeit und –größe. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 156 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung Für ein Endlagerbergwerk werden die rein wirtschaftlichen Argumente zunächst vernachlässigt, demnach beschränken sich die Auswahlkriterien auf die Geologie des Deckgebirges, die Teufe des Einlagerungshorizontes und den Transport von großen und schweren Lasten nach unter Tage. Die Teufe des Endlagers im Kristallingestein ist zu diesem Zeitpunkt noch unbestimmt, es wird jedoch davon ausgegangen, dass es sich wahrscheinlich in einer Teufe unterhalb der in Kapitel 10.1 angenommenen Teufe von 600 m befinden wird. Mit steigender Teufe erhöht sich die Auffahrungsstrecke, das Ausbruchvolumen bzw. im späteren Verlauf das Verfüllvolumen sowie die Transportdauer in einer Rampe im Vergleich zu einem Schacht exponentiell. Wenn von einer geraden Rampe, vergleichbar zum französischen Konzept (siehe Kapitel 0), mit einer Steigung von 10 % ausgegangen wird, hätte eine Rampe für ein Endlager in einer Teufe zwischen 600 und 700 m eine Länge zwischen ca. 6 und 7 km. Das Ausbruchvolumen verhält sich dabei im Vergleich zu dem Ausbruchvolumen eines Schachtes in gleicher Teufe zwischen 1:6 und 1:9, abhängig von der gewählten Fördertechnik in der Rampe (siehe Kapitel 8.2). Bei einer gewundenen Wendelstrecke erhöht sich der Auffahrungsaufwand /Reuther 2010/. Die Transportdauer erhöht sich aufgrund des längeren Weges dementsprechend. Die Transportgeschwindigkeiten liegen dabei beispielsweise für den Gebindetransport im Schacht bei 1-2 m/s und in der Rampe zwischen 5 – 10 m/s für den gleislosen Transport je nach Transportmittel und Art der Fahrbahn, 3 m/s bei Lasttransporten bis 80 t für eine Standseilbahn oder ca. 2,8 m/s für eine beladene Zahnradbahn abwärts. Eine Zusammenstellung der möglichen Transportmittel in Rampen fasst Kapitel 8.2 zusammen. Die Geschwindigkeitswerte für den Transport über eine Rampe können auf Grund von Kurvenfahrten, wechselndem Untergrund und Gefälle variieren /Messmer 2014/, /Sindern 2014/, /Ricca 2014/, /Wieser 2014/. Die Geologie des Deckgebirges spielt auch eine große Rolle bei der Auswahl des Zugangs in ein Endlager. Dabei sind die Standfestigkeit, die Anzahl der Schichtwechsel und wasserführende Schichten von besonderer Bedeutung. Das Auffahren eines Schachtes in weniger standfestem und ggf. wasserführendem Gebirge ist beispielsweise mit dem Gefrierschachtverfahren oder dem Zementierverfahren weniger aufwändig als vergleichbare Verfahren beim Auffahren einer Rampe, da bei der Auffahrung des Schachtes ein kürzerer Bereich des Gebirges durchörtert wird. Bei entsprechender Auslegung des Rampenquerschnittes ergeben sich beim Transport von sperrigen und voluminösen Teilen Vorteile gegenüber dem Schacht. Die Demontage eines Großgerätes erübrigt sich und es kann in einem Stück nach unter Tage transportiert werden. Bei Transportvorgängen sollte auch erwähnt werden, dass das Anhalten und Umkehren von Prozessen in einem Schacht problemlos möglich ist. Innerhalb einer Rampe sind dazu bei gleislosem Transport Wendemanöver und entsprechende Wendestellen nötig. Bei gleisge- TEC-20-2017-AB 157 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung bundenem Transport muss ein aufwärts gerichteter Transport mit hoher Last erfolgen, sollte der Einlagerungstransport unterbrochen und umgekehrt werden. Das Transportmittel muss dann dementsprechend große Lasten auch bergauf transportieren können /GRS 2010/. In Bezug auf die Langzeitsicherheit kommen zwei Aspekte zum Tragen. Zum einen ist die Auffahrungslänge von Bedeutung und zum anderen die Qualität der Verfüllung. Wie bereits beschrieben entsteht beim Auffahren einer Rampe ein höheres Auffahrungs- ergo Verfüllvolumen. Anspruchsvolle Gesteinshorizonte müssen über die Länge mit deutlich höherem Aufwand ausgebaut werden. Weiterhin ist ein firstbündiges, anforderungsgerechtes Verfüllen der Rampenstrecke deutlich herausfordernder als bei einem seigeren Schacht. Andererseits ist die Strecke einer Rampe deutlich länger. Bei entsprechender Verfüllung der Rampen kann ggf. ein höherer Widerstand bzw. ein größere Verzögerung gegenüber potenziellen Lösungszu- oder -austritten erreicht werden. Auch bei der Verfügbarkeit ergibt sich kein deutlicher Vorteil von Schacht oder Rampe. Während Prüfzeiten, Instandhaltungsarbeiten an der Schachtröhre oder der Schachtförderanlage ist kein Transport im Schacht möglich. Auch in einer Rampe sind Prüfungen, Wartungen und Instandhaltungsarbeiten notwendig. Der Einlagerungs- bzw. Transportbetrieb kann unter Umständen weiterhin durchgeführt werden. Dennoch sind bei Arbeiten wie Nachschnitten oder der Erneuerung von Teilen des Ausbaus Unterbrechungen notwendig /GRS 2010/. Als Transportweg für Gebinde sind Schacht bzw. Rampe dem Kontrollbereich zuzuordnen. Um Ertüchtigungen des Ausbaus im Kontrollbereich zu vermeiden, kann mit einem deutlich höheren Aufwand bei komplizierten Geologien und Auffahrungsstrecken in einer Rampe gerechnet werden. Die Betriebssicherheit von Schacht und Rampe ist je nach Auffassung unterschiedlich zu bewerten. Die Risiken, welche bei einem Schacht angesetzt werden können sind Förderkorbabsturz, Übertreiben des Förderkorbes, Absturz schwerer Lasten auf den Förderkorb und Absturz des Fördergebindes in die Schachtröhre. Der Absturz von Lasten oder des Gebindes in den Schacht kann durch geeignete technische Maßnahmen und Abläufe zuverlässig unterbunden werden. Der Absturz des Förderkorbes hat auf Grund der Auslegung der Schachtanlage eine sehr geringe Eintrittswahrscheinlichkeit und liegt im Bereich des allgemein akzeptierten Restrisikos /Engelmann 1994a/, /Filbert 2008/, /Filbert 2017/. Ein Brand in einer Schachtröhre ist sehr unwahrscheinlich, da nur sehr geringe Brandlasten vorhanden sind. In der Rampe stellt, je nach Transporttechnik, das Fahrzeug selbst eine Brandlast dar. Weiterhin kann es zur Kollision mit anderen Fahrzeugen oder den Stößen kommen. Die Gefahr einer Kollision ist bei gleislosen Fahrzeugen deutlich höher als bei gleisgeführten und bei einer geraden Rampe geringer als in einer gewundenen mit Kurvenfahrten. Kollisionen können nicht ausgeschlossen und nur in ihrer Wahrscheinlichkeit und ihren Auswirkungen durch geeignete Maßnahme minimiert werden. Eine probabilistische Sicherheitsanalyse, die zeigen kann, dass Kollisionen von gleislosen Fahrzeugen beim Transport von Abfallgebinden auf Rampen dem Restrisiko zuzuordnen sind, liegt nicht vor. Der erste Vergleich von Transporten über einen Schacht oder eine Rampe zeigt, dass beide Systeme im betrachteten Teufenbereich Vor- und Nachteile aufweisen und nicht pauschal bewertet werden können. Die Systeme müssen vor dem Hintergrund eines gewählten Stan- FKZ 02E11112 Abschlussbericht 158 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung dortes und dessen Parametern bewertet werden. In tieferen Endlagern dürften die Vorteile eines Schachts deutlicher überwiegen. Jeder untertägige Betrieb muss nach ABBergV §15 über mindestens zwei getrennte Wege mit der Oberfläche verbunden sein. Das macht es wahrscheinlich, dass zumindest ein Schacht aufgefahren wird und eine Rampe als Option mit betrachtet werden kann. Weiterhin gibt es länderspezifische Erfahrungen, die einen Einfluss auf die Entscheidung haben können. Während in Deutschland bereits über Jahrhunderte ein Erfahrungsschatz mit Schachtförderanlagen gewachsen ist, sind die Erfahrungen mit bspw. Zahnradbahnen in der Schweiz bedeutend höher. Auch dies dürfte für die Wahl von Tageszugängen und Transporttechnologien in nationalen Endlagerprogrammen eine Rolle spielen. 10.2.2 Grubengebäude für die Bohrlochkonzepte (modifiziertes KBS-3-Konzept und multipler ewG) Das Grubengebäude für die Einlagerungsvarianten der vertikalen Bohrlochlagerung besteht aus zwei zentralen Richtstrecken und davon abzweigenden Blindstrecken. Die Blindstrecken werden mit bis zu 400 m Länge aufgefahren und dienen als Einlagerungs- bzw. Bohrlochüberfahrungsstrecken. Die Einlagerungsbohrlöcher werden innerhalb der Bohrlochüberfahrungsstrecken im Abstand von 6 m errichtet. Innerhalb des Endlagers werden mehrere Bohrlochüberfahrungsstrecken zu Einlagerungsfeldern zusammengefasst. Die Erschließung der einzelnen Einlagerungsfelder bzw. Bohrlochüberfahrungsstrecken erfolgt über ein zentrales Doppelstreckensystem. Jede Doppelstrecke besteht aus zwei gleich großen Richtstrecken und regelmäßigen Querschlägen zwischen diesen. Letztere dienen der Wetterführung und der Bereitstellung von Fluchtwegen. Der Abstand zwischen den Richtstrecken beträgt 16,8 m. Die Querschläge liegen maximal 400 m auseinander. Die Bohrlochüberfahrungsstrecken zweigen senkrecht von den Richtstrecken ab. Abbildung 10-9 zeigt eine schematische Darstellung des Grubengebäudes. Diejenigen Abfallarten, die nicht in BSKCu bzw. BSK-RCu verpackt werden, werden direkt in Einlagerungsstrecken eingelagert. Dazu zählen die Brennelemente aus Versuchs- und Forschungsreaktoren im Konzept des multiplen ewG. Abbildung 10-9: Schematische Darstellung des Grubengebäudes Das gewählte Einlagerungskonzept zeichnet sich durch einen minimalen Auffahrungsaufwand aus und erlaubt eine günstige Flächenausnutzung. Es erfolgt keine Umfahrung der TEC-20-2017-AB 159 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung einzelnen Einlagerungsfelder. Durch die Randlage der Bohrlochüberfahrungsstrecken kann während der Auffahrung flexibel auf wechselnde geologische/geomechanische Randbedingungen bzw. unerwartete Gebirgsbedingungen reagiert werden. Die tatsächliche Auffahrungslänge der Bohrlochüberfahrungsstrecken kann bis zur maximalen Länge von 400 m schwanken. Auch für die Erschließung der Einlagerungsfelder wird durch die direkt benachbarten Richtstrecken nur ein sehr begrenzter Gebirgsbereich in Anspruch genommen. Ausgehend von einem zentralen Infrastrukturbereich können so mehrere Einlagerungsfelder bzw. Doppelstreckensysteme errichtet werden. Die Auffahrung des Grubengebäudes beginnt mit den Richtstrecken und Querschlägen. Von den Richtstrecken aus erfolgt die Auffahrung der Bohrlochüberfahrungstrecken. Die Auffahrung dieser beginnt in der zum Gebindetransportschacht nächstgelegenen Bohrlochüberfahrungstrecke und schreitet dann entlang der gleichen Richtstrecke fort. Sind alle Bohrlochüberfahrungsstrecken an der ersten Richtstrecke errichtet, beginnt die Auffahrung an der zweiten Richtstrecke am schachtfernsten Punkt. Durch die Lage der Querschläge können einzelne Einlagerungsfelder und auch Bewetterungsabschnitte definiert werden. Die Einlagerung beginnt, sobald das erste dieser Einlagerungsfelder (also alle Bohrlochüberfahrungsstrecken einer Richtstrecke zwischen zwei Querschlägen) aufgefahren ist. Die Abgrenzung der Einlagerungsfelder mit Hilfe der Querschläge erlaubt eine einfache Unterteilung des Grubengebäudes in Strahlenschutzbereiche. Die Auffahrung der Richt- und Bohrlochüberfahrungsstrecken sowie alle weiteren bergbaulichen Tätigkeiten sind dem Überwachungsbereich (ÜB) zugeordnet. Während der Ausrichtung des Grubengebäudes liegen alle Strecken im ÜB (s. Abbildung 10-10-a). Mit dem Beginn der Einlagerung wird das entsprechende Einlagerungsfeld in den Kontrollbereich (KB) überführt. Der gesamte Gebindetransportweg und alle Bohrlochüberfahrungsstrecken dieses Einlagerungsfeldes werden dem KB zugeordnet. Innerhalb der Querschläge und der Richtstrecke entstehen so Übergänge zwischen beiden Strahlenschutzbereichen (s. Abbildung 10-10-b bis Abbildung 10-10f). An diesen Übergängen ist im Normalbetrieb kein Übergang von Personen und Material zwischen den Strahlenschutzbereichen vorgesehen. Die Übergänge werden mit wetterdurchlässigen Absperrungen und Toren ausgestattet. Damit die Übergänge im Notfall als Fluchtweg genutzt werden können, werden die Tore mit alarmgesicherten Fluchttüren ausgestattet. Diese Fluchttüren können neben der Alarmsicherung auch noch mittels Kamera überwacht werden, so dass ein unerkanntes Verlassen des Kontrollbereiches ausgeschlossen werden kann. Mit dem Fortschreiten der Einlagerung in ein folgendes Einlagerungsfeld wird auch der KB erweitert und die Schnittstellen zum ÜB entsprechend verlegt (s. Abbildung 10-10-f). Ein regulärer Übergang zwischen beiden Strahlenschutzbereichen ist untertage nur im Infrastrukturbereich vorgesehen. Gemäß den Anforderungen aus § 44 /StrlSchV 2017/ sind alle Personen und beweglichen Gegenstände, die den Kontrollbereich verlassen, auf Kontamination zu prüfen. Bei den Gegenständen ist darüber hinaus noch zu überprüfen, ob sie aktiviert wurden. Wird an Personen eine Kontamination festgestellt, so sind direkt Maßnahmen zu treffen, um eine Strahlenexposition und eine Weiterverbreitung radioaktiver Stoffe zu verhindern. Gegenstände dürfen nur dann den Kontrollbereich verlassen, wenn ihre Aktivierung bzw. Kontamination die Werte für die uneingeschränkte Freigabe bzw. die Oberflächen- FKZ 02E11112 Abschlussbericht 160 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung kontamination aus Anhang III Tabelle 1 der StrlSchV unterschreiten. Für den Übergang vom Überwachungs- in den Kontrollbereich bzw. umgekehrt werden im Infrastrukturbereich Schleusen mit Monitoren aufgebaut, die Personal und Sachgüter auf Kontamination bzw. Aktivierung hin überprüfen. Für eine etwaige Dekontamination von Personen bzw. Sachgütern sind im Kontrollbereich entsprechende Einrichtungen vorgesehen. Abbildung 1010:Schematische Darstellung von Auffahrung und Einlagerung entlang der Richtstrecken (schwarze gestrichelte Strecken werden aufgefahren) TEC-20-2017-AB 161 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Die Wetterführung innerhalb eines Doppelstreckensystems und des gesamten Endlagers erfolgt einsöhlig. Die Versorgung des Grubengebäudes mit Frischwettern erfolgt allein über die für die Einlagerung notwendigen Strecken. Damit wird das Hohlraumvolumen des Endlagers minimiert und es werden keine zusätzlichen Migrationspfade für Radionuklide geschaffen. Die frischen Wetter ziehen über den einziehenden Schacht der zentralen Doppelschachtanlage in das Grubengebäude. Die Wetterströme können innerhalb des Endlagers durch Wetterbauwerke gesteuert und zwischen verschiedenen Einlagerungsflügeln/Doppelstrecken verteilt werden. Innerhalb einer Doppelstrecke ziehen die Frischwetter in der dem einziehenden Schacht zugewandten Strecke in die Einlagerungsfelder ein und über die zweite Richtstrecke zurück, in Richtung des ausziehenden Schachtes. Zur Steuerung des Volumenstroms und zur Vermeidung von Wetterkurzschlüssen sind alle Querschläge mit entsprechenden Wetterbauwerken (Wetterschleusen, Wettertüren oder Wetterwiderständen) ausgerüstet. Die Betriebspunkte der Auffahrung und der Einlagerung sind so angeordnet, das die Wetter stets vom ÜB in den KB ziehen. Über die Querschläge ist eine Auffrischung der Wetter möglich. Blindstrecken, wie beispielsweise die Bohrlochüberfahrungsstrecken werden sonderbewettert. Vortriebsstrecken werden bei Bohren und Sprengen saugend sonderbewettert. Bohrlochüberfahrungsstrecken, in denen eine Einlagerung stattfindet, werden ebenfalls saugend sonderbewettert. Eine ausreichende Bewetterung ist stets auch die Grundlage für einen effizienten und sicheren Grubenbetrieb. Entsprechend der aktuellen Querschnittsdimensionierung besitzen beide Richtstrecken einen lichten Querschnitt von je ca. 52 m². Entsprechend der geltenden bergbehördlichen Vorgaben ist die zulässige Wettergeschwindigkeit von maximal 6 m/s in regelmäßig befahrenen Strecken begrenzt. Der Volumenstrom der ein- bzw. ausziehenden Wetter ist damit auf maximal 312 m³/s begrenzt. Damit stehen grundsätzlich ausreichende Wetterkapazitäten bereit. Bei der zeitgleichen Versorgung mehrerer Doppelstreckensysteme wird die verfügbare Gesamtwettermenge durch die Schächte begrenzt. Bei einem Innendurchmesser von 7,5 m (A = 44,2 m² und einer maximalen Wettergeschwindigkeit von 10 m/s steht ein Volumenstrom von maximal 440 m³/s zur Verfügung. Zur Veranschaulichung des gewählten Layouts und der Unterschiede in den einzelnen Konzepten erfolgen beispielhafte Endlagerauslegungen für die beiden Konzepte der vertikalen Bohrlochlagerung. Die Grundlage für die Auslegung bilden die in diesem Vorhaben getroffenen Annahmen zur thermischen Auslegung, der Transport- und Einlagerungstechnik sowie einer frei gewählten Geologie in Form eines großräumigen Kluft- bzw. Störungssystems. Das Vorhandensein eines solchen Störungssystems ist ein charakteristischer Unterschied zu anderen Wirtsgesteinen. Zu jeder Störung wird als Arbeitshypothese ein Sicherheitsanstand von 50 m eingehalten. Für die Auslegung wird auf die bereits beschriebene Transport- und Einlagerungstechnik und die dazugehörigen Module von Transport und Einlagerungsstrecken zurückgegriffen. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 162 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung Die Basis für die Abstände der Bohrlöcher innerhalb einer Strecke und zwischen den Bohrlochüberfahrungsstrecken bildet /DBETEC 2016/. In /DBETEC 2016/ erfolgte die thermische Berechnung der notwendigen Abstände für ein Endlager im Kristallin. Die wesentlichen Randbedingungen und Ergebnisse sind: Auslegungstemperatur an der Behälteroberfläche 100° C Einlagerungshorizont 600 unter Geländeoberkante 21 m Abstand zwischen zwei Bohrlochüberfahrungsstrecken Bohrlochabstand 6 m für Behälter mit DWR/SWR-Brennelementen Bohrlochabstand 4,4 m für Behälter mit WWER-Brennelementen Bohrlochabstand 4,9 m für Behälter mit CSD-V Kokillen Um ausreichend Raum für den Bohrlochkeller vorzusehen (s. Kapitel 8.4.1) wird für alle Kokillen (auch die mit CSD-B/C Abfällen und Brennelementstrukturteilen) ein Bohrlochabstand von 6 m angenommen. Die Behälter für Brennelemente aus Versuchs- und Forschungsreaktoren werden mit dem technischen Mindestabstand von 1 m nach dem Konzept der horizontalen Streckenlagerung eingelagert. Als Tageszugänge sind Schächte vorgesehen. Durch die in /DBETEC 2016/ definierte Endlagerteufe von 600 m erscheint die Errichtung und der Betrieb einer Rampe im Vergleich zum Schacht als ungünstiger (s. Kapitel 10.2.1). Zur Errichtung und den sicheren Betrieb von Hochleistungs- bzw. Schwerlastförderanlagen liegen in Deutschland außerdem umfangreiche Fachkenntnisse und Erfahrungen vor. Für den Infrastrukturbereich wird nach /DBETEC 2016/ eine Fläche von 320.000 m² berücksichtig. Vereinfachend wird diese Fläche als Quadrat mit der Kantenlänge von 565 m dargestellt. Für das modifizierte KBS-3-Konzept erfolgt eine Unterteilung in drei Einlagerungsbereiche. Ein Bereich ist für die Einlagerung der BSK-Cu mit WWER-Brennelementen, CSD-V- sowie der CSD-B/C-Kokillen und der CASTOR®-Behälter für Brennelemente aus Versuchs- und Forschungsreaktoren vorgesehen. Die anderen beiden Bereiche umfassen zu etwa gleichen Teilen die BSK-Cu mit Brennelementen aus den DWR/SWR Leistungsreaktoren. Jeder Bereich ist mit einem zentralen Doppelstreckensystem ausgestattet. Von diesem zweigen die Bohrlochüberfahrungsstrecken rechtwinklig ab. TEC-20-2017-AB 163 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Abbildung 10-11: Generisches Grubengebäude des modifizierten KBS-3-Konzepts Die Lage des Grubengebäudes wurde so gewählt, dass die Durchörterung nur einer der Störungen nötig ist. Diese Auffahrungen werden nach der Betriebszeit entsprechend des Verfüllund Verschlusskonzeptes wieder verschlossen. Die hohe Flexibilität des gewählten Grubengebäudes wird vor allem am Einlagerungsbereich der BSK für WWER und CSD-B/C/V deutlich. Zur Einhaltung der Sicherheitsabstände zu den Störungen ist eine Anpassung der Vortriebslänge jeder Bohrlochüberfahrungstrecke ohne weiteres möglich. Der Flächenbedarf des generischen Endlagers liegt bei ca. 2.8 km² ohne die Berücksichtigung von zusätzlichen Sicherheitsabständen. Infrastrukturbereich, Zugangsstrecken und Einlagerungsbereiche decken davon 2,3 km² ab. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 164 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung Der Betrieb der einzelnen Einlagerungsbereiche ist weitgehend unabhängig voneinander. Die Bereiche können nacheinander oder auch parallel errichtet, befüllt und verschlossen werden. Die Streckenquerschnitte für die Richtstrecken, Einlagerungsstrecken und Querschläge der Grubengebäude des modifizierten KBS-3 Konzepts finden sich im Anhang (13.11, 13.12). Für das Konzept der multiplen einschlusswirksamen Gebirgsbereiche wird angenommen, dass die höheren Anforderungen an das Gebirge nur in einzelnen Teilbereichen und in einem deutlich größeren Abstand zu den Störungen gegeben sind. Das Grubengebäude wird in fünf Einlagerungsbereiche unterteilt. Jeder Einlagerungsbereich liegt in einem ewG. Ein Bereich dient der Einlagerung der BSK-Cu mit WWER-Brennelementen, CSD-V- sowie CSDB/C-Kokillen und der CASTOR®-Behälter für Brennelemente aus Versuchs- und Forschungsreaktoren. Die anderen drei Bereiche umfassen die BSK-Cu mit Brennelementen aus den DWR/SWR Leistungsreaktoren. Jeder Einlagerungsbereich ist mit einem zentralen Doppelstreckensystem ausgestattet. Von diesem zweigen die Bohrlochüberfahrungsstrecken rechtwinklig ab. TEC-20-2017-AB 165 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Abbildung 10-12: Generisches Grubengebäude für das Einlagerungskonzept mit multiplen ewGs Zur Erschließung des Grubengebäudes ist die Durchörterung einer der Störungen nötig. Diese Auffahrungen werden nach der Betriebszeit entsprechend des Verfüll- und Verschlusskonzeptes wieder verschlossen. Die hohe Flexibilität des gewählten Grubengebäudes wird vor allem am ewG 5 und am ewG 2 deutlich. Zur Einhaltung der Sicherheitsabstände zu den Störungen wurde die Länge einzelner Bohrlochüberfahrungstrecken angepasst. Die Zugänge zu den einzelnen ewGs werden entsprechend des Verfüll- und Verschlusskonzeptes verwahrt. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 166 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung Der Flächenbedarf des generischen Endlagers liegt bei ca. 3,5 km². Die Fläche der multiplen ewGs liegt zwischen 0,2 km² und 0,5 km². Der eigentliche Flächenbedarf von Infrastrukturbereich, Zugangsstrecken und den Einlagerungsbereichen unterscheidet sich nur marginal vom Flächenbedarf beim modifizierten KBS-3-Konzept. Durch die Unterteilung in einzelne ewGs verteilen sich diese Bereich aber über eine größere Grundfläche, vgl. dazu Abbildung 10-13. Abbildung 10-13: Vergleich des Flächenbedarfs; rot/links: modifiziertes KBS-3 Konzept, blau/rechts: multipler ewG Es wurde weiterhin angenommen, dass die Einlagerungsbereiche in unterschiedlichen Sohlen liegen. Die Zugangsstrecken vom Infrastrukturbereich zum ewG 4 weisen über eine Länge von ca. 600 m eine Neigung von ca. 4,8° (oder 5,9 Gon) auf. Damit liegt der ewG 4 ca. 50 m unter dem Sohlniveau des Infrastrukturbereichs. Die Zugangsstrecken zum ewG 2 und ewG 1 weisen eine ähnliche Neigung auf. Der ewG 2 liegt 25 m und der ewG1 liegt 50 m über dem Sohlniveau des Infrastrukturbereichs. Der Betrieb der einzelnen Flügel ist weitgehend unabhängig voneinander. Die Flügel können nacheinander oder auch parallel errichtet, befüllt und verschlossen werden. Die Streckenquerschnitte für die Richtstrecken, Einlagerungsstrecken und Querschläge der Grubengebäude des multiplen ewG Konzepts finden sich im Anhang (13.11, 13.13). 10.2.3 Variante für die Bohrlochlagerung mit drei Richtstrecken Die Auffahrung von drei statt zwei zentralen Richtstrecken stellt eine mögliche Anpassung des Grubengebäudes dar. Mit der zusätzlichen Richtstrecke kann die Frischwetterversorgung von Gebindetransport- und Bergbaustrecke vollständig getrennt werden. Die dritte TEC-20-2017-AB 167 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Strecke dient als Abwetterstrecke. Es können darin größere Teilströme aufgenommen werden. Dem gegenüber stehen ein größerer Auffahrungsaufwand und ein leicht erhöhter Flächenbedarf. Im Konzept des multiplen ewG ist der gewichtigste Grund gegen diese Variante die zusätzliche Durchörterung des ewG. Abbildung 10-14: Variante mit drei Richtstrecken 10.2.4 Grubengebäude für Streckenlagerung (überlagernder ewG) Für die Einlagerungsvariante der Streckenlagerung von POLLUX®-Behältern wird ein Grubengebäude mit drei außen liegenden Richtstrecken und regelmäßigen Querschlägen genutzt. Die drei Richtstrecken dienen dem Gebindetransport, als Bergbaustrecke und als Abwetterstrecke. Der Querschnitt der Einlagerungsstrecken ist im Anhang (13.14) beschrieben. Das gewählte Layout ist mit einem relativ hohen Auffahrungsaufwand verbunden und führt zu einer hohen Durchörterung des Gebirges. Im Konzept des überlagernden ewG wird dem Wirtsgestein keine langzeitrelevante Dichtfunktion zugeschrieben, weshalb die zusätzliche Durchörterung mit einer dritten Richtstrecke unproblematisch ist. Die Durchörterung des ewG und damit die Anzahl der Tageszugänge ist so gering wie möglich zu halten. Mit der zusätzlichen Richtstrecke ist die Teilung des Frischwetterstromes möglich. Gebindetransport und Vortriebstätigkeiten können stets in unabhängigen Wetterströmen stattfinden. Die POLLUX®-Behälter werden in einem Abstand von 7 m zueinander in den Einlagerungstrecken eingelagert. Alle Einlagerungsstrecken werden als Blindstrecken mit bis zu 400 m Länge aufgefahren. Eine Einlagerungsstrecke kann damit bis zu 30 Behälter aufnehmen. Der Abstand der Einlagerungsstrecken zueinander beträgt 55 m (von Streckenachse zu Streckenachse). Innerhalb des Endlagers werden mehrere Einlagerungsstrecken zu Einlagerungsfeldern zusammengefasst. Die Erschließung der einzelnen Einlagerungsfelder soll über drei Richtstrecken und Querschläge erfolgen. Die Richtstrecken sind an den Seiten der Einlagerungsfelder angeordnet und umfahren diese. Gebindetransport- und Abwetterstrecke bilden stets ein Doppelstreckensystem. Die dritte Richtstrecke dient bergbaulichen Funktionen. In regelmäßigen Abständen werden Querschläge zwischen den Richtstrecken errichtet. Von diesen Querschlägen aus werden die Einlagerungsstrecken aufgefahren. Abbildung 10-15 zeigt eine schematische Darstellung des Grubengebäudes. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 168 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung Abbildung 10-15: Schematische Darstellung des Grubengebäudes (schwarze gestrichelte Strecken werden aufgefahren) Der Verlauf der Richtstrecken kann flexibel an die geologischen bzw. gebirgsmechanischen Gegebenheiten angepasst werden. Die Anzahl der Einlagerungsstrecken je Querschlag bzw. je Einlagerungsfeld ist ebenfalls von diesen Randbedingungen abhängig. Die Umfahrung der einzelnen Einlagerungsfelder ermöglicht eine detailliertere Erkundung der Gebirgsbereiche. Die Position der Querschläge und auch die Länge der Einlagerungstrecken kann an diese Erkenntnisse angepasst werden. Die Auffahrung der Einlagerungsstrecken kann feldweise oder auch bedarfsgerecht unmittelbar vor der Einlagerung erfolgen. Die Wetterführung innerhalb des Endlagers erfolgt einsöhlig. Die frischen Wetter ziehen über den einziehenden Schacht der zentralen Doppelschachtanlage in das Grubengebäude. Vom Infrastrukturbereich aus ziehen die Frischwetter in die Bergbaustrecke und Gebindetransportstrecke der jeweiligen Einlagerungsbereiche. Die Wetterströme können innerhalb des Endlagers durch Wetterbauwerke (Wetterschleusen, Wettertüren oder Wetterwiderständen) gesteuert und zwischen verschiedenen Einlagerungsbereichen und Einlagerungsfeldern verteilt werden. Alle Teilströme werden in der dritten Richtstrecke, der Abwetterstrecke, gesammelt und zurück zum ausziehenden Schacht geführt. Zur Steuerung des Volumenstroms und zur Vermeidung von Wetterkurzschlüssen sind alle Querschläge zwischen Gebindetransportstrecke und Abwetterstrecke mit entsprechenden Wetterbauwerken ausgerüstet. Die Betriebspunkte der Auffahrung und der Einlagerung sind so angeordnet, das die Wetter stets vom Überwachungsbereich in den Kontrollbereich ziehen. Blindstrecken, wie die Einlagerungsstrecken, werden sonderbewettert. Eine ausreichende Bewetterung ist stets auch die Grundlage für einen effizienten und sicheren Grubenbetrieb. Die Streckenquerschnitte der einzelnen Einlagerungskonzepte bestimmen die maximal zulässige Wettermenge. Entsprechend der geltenden bergbehördlichen Vorgaben ist die zulässige Wettergeschwindigkeit von maximal 6 m/s in regelmäßig TEC-20-2017-AB 169 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung befahrenen Strecken begrenzt. Innerhalb der Gebindetransportstrecke resultiert daraus ein maximaler Volumenstrom von ca. 185 m³/s. Innerhalb der Bergbaustrecke resultiert daraus ein maximaler Volumenstrom von ca. 255 m³/s. In der Abwetterstrecke ist eine Überschreitung der Wettergeschwindigkeit möglich. Bei der zeitgleichen Versorgung mehrerer Einlagerungsbereiche wird die verfügbare Gesamtwettermenge durch die Schächte begrenzt. Bei einem Innendurchmesser von 7,5 m (A = 44,2 m²) und einer maximalen Wettergeschwindigkeit von 10 m/s steht ein Volumenstrom von maximal 440 m³/s zur Verfügung. Die Zusammenfassung der Einlagerungsfelder mit Hilfe der Querschläge erlaubt eine einfache Unterteilung des Grubengebäudes in Strahlenschutzbereiche. Die Auffahrungen der Haupt- und Einlagerungsstrecken sowie alle weiteren bergbaulichen Tätigkeiten sind dem Überwachungsbereich (ÜB) zugeordnet. Während der Ausrichtung des Grubengebäudes liegen alle Strecken im ÜB. Mit dem Beginn der Einlagerung werden die entsprechende Einlagerungsstrecke und alle wettertechnisch nachgeschalteten Strecken dem KB zugeordnet, siehe Abbildung 10-16. Innerhalb der Querschläge entstehen Übergänge zwischen beiden Strahlenschutzbereichen. An diesen Schnittstellen ist im Normalbetrieb ist kein Übergang von Personen und Material vorgesehen. An den Übergängen werden wetterdurchlässige Absperrungen und Tore eingebaut. Weder für Mensch noch für Sachgüter ist im Normalfall ein Verlassen bzw. Betreten des Kontrollbereichs möglich. Damit dieser Bereich im Brandund anderen Notfall als Fluchtweg genutzt werden kann, werden die Tore mit alarmgesicherten Fluchttüren ausgestattet. Diese Fluchttüren können neben der Alarmsicherung auch noch mittels Kamera überwacht werden, so dass ein unerkanntes Verlassen des Kontrollbereiches ausgeschlossen werden kann. Mit dem Übergang der Einlagerung in das nächste Einlagerungsfeld wird auch der KB erweitert und die Schnittstellen zum ÜB entsprechend verlegt. Abbildung 10-16: Schematische Darstellung Strahlenschutzbereiche FKZ 02E11112 Abschlussbericht der 170 Einteilung des Grubengebäudes in TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung Ein regulärer Übergang zwischen beiden Strahlenschutzbereichen ist untertage nur im Infrastrukturbereich vorgesehen. Gemäß den Anforderungen aus § 44 StrlSchV sind alle Personen und beweglichen Gegenstände, die den Kontrollbereich verlassen, auf Kontamination zu prüfen. Bei den Gegenständen ist darüber hinaus noch zu überprüfen ob sie aktiviert wurden. Wird an Personen eine Kontamination festgestellt, so sind direkt Maßnahmen zu treffen, um eine Strahlenexposition und eine Weiterverbreitung radioaktiver Stoffe zu verhindern. Gegenstände dürfen nur dann den Kontrollbereich verlassen, wenn ihre Aktivierung bzw. Kontamination die Werte für die uneingeschränkte Freigabe bzw. die Oberflächenkontamination aus Anhang III Tabelle 1 der StrlSchV unterschreiten. Für den Übergang vom Überwachungs- in den Kontrollbereich bzw. umgekehrt werden im Infrastrukturbereich Schleusen mit Monitoren aufgebaut, die Personal und Sachgüter auf Kontamination bzw. Aktivierung hin überprüfen. Für eine etwaige Dekontamination von Personen bzw. Sachgütern sind im Kontrollbereich Einrichtungen für eine Dekontamination vorgesehen. Zur Veranschaulichung des gewählten Layouts und der Unterschiede in den einzelnen Konzepten erfolgen beispielhafte Endlagerauslegungen für die beiden Konzepte der vertikalen Bohrlochlagerung. Die Grundlage für die Auslegung bilden die in diesem Vorhaben getroffenen Annahmen zur thermischen Auslegung, der Transport- und Einlagerungstechnik sowie einer frei gewählten Geologie in Form eines großräumigen Kluft- bzw. Störungssystems. Das Vorhandensein eines solchen Störungssystems ist ein charakteristischer Unterschied zu anderen Wirtsgesteinen. Zu jeder Störung wird ein Sicherheitsanstand von 50 m eingehalten. Für die Auslegung wird auf die bereits beschriebenen Module der Transport- und Einlagerungstechnik und der dazugehörigen Transport und Einlagerungsstrecken zurückgegriffen. Die Basis für die Abstände der Abfallgebinde innerhalb einer Strecke und zwischen den Einlagerungsstrecken bildet die durchgeführte thermische Berechnung. Die wesentlichen Randbedingungen und Ergebnisse sind: Auslegungstemperatur an der Behälteroberfläche 100° C Einlagerungshorizont 600 unter Geländeoberkante 55 m Abstand (von Achse zu Achse) zwischen zwei Einlagerungsstrecken mit POLLUX®-3 7 m Behälterabstand zwischen zwei POLLUX®-3 Behältern 22 m Abstand (von Achse zu Achse) zwischen zwei Einlagerungsstrecken mit POLLUX®-9 für CSD-V 1 m Behälterabstand zwischen allen POLLUX®-9 für CSD-V 10 m Abstand (von Achse zu Achse) zwischen zwei Einlagerungsstrecken der POLLUX®-9 für CSD-B/C und CASTOR Behältern für Brennelemente aus Versuchs- und Forschungsreaktoren 1 m Behälterabstand zwischen allen POLLUX®-9 für CSD-B/C und CASTOR Behältern für Brennelemente aus Versuchs- und Forschungsreaktoren sowie Gussbehälter Typ II für Brennelementstrukturteile TEC-20-2017-AB 171 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Als Tageszugänge sind Schächte vorgesehen. Durch die in /DBETEC 2016/ definierte Endlagerteufe von 600 m erscheint die Errichtung und der Betrieb einer Rampe im Vergleich zum Schacht als ungünstiger (s. Kapitel 10.2.1). Zur Errichtung und den sicheren Betrieb von Hochleistungs- bzw. Schwerlastförderanlagen liegen in Deutschland außerdem umfangreiche Fachkenntnisse und Erfahrungen vor. Für den Infrastrukturbereich wird nach /DBETEC 2016/ eine Fläche von 320.000 m² berücksichtig. Vereinfachend wird diese Fläche als Quadrat mit der Kantenlänge 565 m dargestellt. Das Endlager wird in fünf Einlagerungsbereiche unterteilt. Abbildung 10-17: Generisches Grubengebäude für das Konzept überlagernder ewG FKZ 02E11112 Abschlussbericht 172 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung Zur Erschließung des Grubengebäudes ist die Durchörterung von mehreren Störungen nötig. Diese Auffahrungen werden nach der Betriebszeit entsprechend des Verfüll- und Verschlusskonzeptes wieder verschlossen. Der Flächenbedarf des gesamten generischen Endlagers liegt bei ca. 7,4 km² und unterscheidet sich damit deutlich vom Flächenbedarf bei den Konzepten der vertikalen Bohrlochlagerung. Der Flächenbedarf von Infrastrukturbereich, Zugangsstrecken und den Einlagerungsbereichen liegt bei 6,5 km². Die Streckenquerschnitte für die Richtstrecken, Einlagerungsstrecken und Querschläge der Grubengebäude des Streckenlagerungskonzepts finden sich im Anhang (13.9, 13.10, 13.14). 10.2.5 Variante für die Streckenlagerung mit zwei Richtstrecken Die Auffahrung von zwei statt drei Richtstrecken stellt eine mögliche Anpassung des Grubengebäudes dar. Die Wetterführung beschränkt sich in diesem Fall auf die Gebindetransport- und die Bergbaustrecke. Die Frischwetter ziehen über die Bergbaustrecke in den Einlagerungsbereich ein, wechseln innerhalb der Querschläge in den KB und ziehen in der Gebindetransportstrecke zurück zum ausziehenden Schacht. Der KB und damit auch die Einlagerungsbereiche sind dem ÜB wettertechnisch nachgeschaltet. Mit dem Wegfall der dritten Richtstrecke reduziert sich der Auffahrungsaufwand und damit auch geringfügig der Flächenbedarf. Abbildung 10-18: Variante mit drei Richtstrecken 10.3 Bewetterung von Blindstrecken Die Bewetterung von Blindstrecken ist wesentlich für die Machbarkeit eines Endlagers, da sowohl Vortrieb- als auch Einlagerungstrecken darunter fallen. Die geltenden bergbehördlichen Vorgaben begrenzen die maximale Länge einer sonderbewetterten Strecke auf 400 m. Für längere sonderbewetterte Strecken bzw. Vortriebsstrecken müssen während der Auffahrung und im Betrieb zusätzliche Fluchtkammern für den Brandfall vorgehalten werden. Das Aufstellen dieser Fluchtkammern parallel zum Betrieb ist in den TEC-20-2017-AB 173 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung querschnittsminimierten Einlagerungs- und Bohrlochüberfahrungstrecken nicht möglich. Die Länge der Blindstrecken wird daher stets auf 400 m begrenzt. Alle Einlagerungsstrecken werden blasend bewettert. Der Lüfter wird im Abstand 1,5 x √A1 zur Blindstrecke aufgestellt. Bei einem Streckenquerschnitt der Zugangsstrecke/Querschlag von A1 gleich 24 m² entspricht dies einen Abstand von 7 m. Die Luttenleitung reicht bis zum Abstand 5 x √A2 an die Ortsbrust der Einlagerungsstrecke. Bei einem Querschnitt der Einlagerungsstrecke von 19 m² einspricht dies 22 m Abstand. Die Summe der Einzelwiderstände ∑ζ wird mit 0,6 abgeschätzt. Anders als in der idealisierten Abbildung 10-19 wird die Einlagerungstrecke (ES) im Winkel von 120° vom Querschlag abzweigen. Die Lutte muss dementsprechend im Winkel von 60° in die ES geführt werden. Abbildung 10-19: Ideallisierte Verhältnisse in den Einlagerungsstrecken Auffahrung (größter Wetterverbraucher) am Beispiel Der Druckbedarf der Sonderbewetterung ergibt sich aus: ∆𝑝 = [(𝜆 ∗ ∆p λ L D ∑ζ ρn A V̇ zv 2 𝐿 𝜌𝑛 𝐿 ̇ ∗ (1 + + ∑ 𝜁) ∗ ∗ ∗ 𝑧 )] ] [𝑉 𝐷 2 ∗ 𝐴2 100 𝑣 Druckdifferenz Reibungsbeiwert Gesamtlänge der Luttenleitung Durchmesser der Luttenleitung Summe der Einzelwiderstände Dichte der Wetter Querschnitt der Luttenleitung Volumenstrom Verlustbeiwert Pa m m kg/m³ m² m³/s - Der Reibungsbeiwert λ wird für Faltlutten mit 0,024 angenommen. In /GRS 2012a/ wurde der maximale Wetterbedarf für die Vortriebe auf 1.200 m³/min geschätzt (20 m³/s). In /Pöhler 2010/ wird ein Wetterbedarf von 1.400 m³/min (23,3 m³/s) abgeschätzt. Der Verlustbeiwert zv wird auf 0,005 festgelegt. Die Gesamtlänge der Luttenleitung errechnet sich gemäß Gl. 2-2: FKZ 02E11112 Abschlussbericht 174 TEC-20-2017-AB Grubengebäudeplanung 𝐿 = 1,5 ∗ √𝐴1 + 𝑇 − 5 ∗ √𝐴2 1,5*√A1 5*√A2 T Abstand des Lüfters zum Streckenkreuz Abstand der Lutte zur Ortsbrust Auffahrungslänge der ES m m m Abbildung 10-20: Lüfter- und Anlagenkennlinen für konstante Volumenstöme in Abhängigkeit der Streckenlänge und des Luttendurchmessers Eine Luttenleitung D=0,8m würde mit dem gewählten Lüfter nur Vortriebslängen bis ca. 170 m erlauben. Unter der Annahme, dass eine Druckerzeugung bis ca. 4.500/5.000 Pa für alle Luttendurchmesser möglich ist, sind mit D = 0,8 m Streckenlängen bis 250 m umsetzbar. Größere Durchmesser mit einem anderen Lüfter erlauben die Auffahrung der maximallänge von 400 m. Für sonderbewetterte Grubenbaue mit mehr als 400 m Länge werden zusätzliche Fluchtkammern benötigt. Dies ist nicht vorgesehen. Eine Kombination von zwei Lutten zu je 0,7 m kann ebenfalls den geforderten Volumenstrom über die Maximale Länge von 400 m fördern. Die Ansaugöffnungen beider Lutten sollten um eine Länge ≤ √A1 auseinanderliegen. Die Auswahl einer Variante wird neben den wettertechnischen Randbedingungen auch von den Räumlichen Gegebenheiten vor Ort beeinflusst. Durch die Nutzung zweier paralleler Lutten (mit je einem Lüfter) kann die Einlagerungsstreckenlänge auf die Maximallänge von 400 m erhöht werden. Eine Optimierung der Sonderbewetterung für Vortrieb und Einlagerung ist ebenfalls denkbar, erfordert aber einen zwischenzeitlichen Umbau. TEC-20-2017-AB 175 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Grubengebäudeplanung Abbildung 10-21: Lüfterkennline (rot) und Anlagenkennlinen Auffahrungslängen und variirende Volumenströme für verschiedene Für die horizontale Streckenlagerung von POLLUX®-Behältern wurde in /GRS 2011b/ "Aus Bewetterungsgründen […] die Länge der Einlagerungstrecken auf 250 m begrenzt." Dort wird die maximale Länge der Einlagerungsstrecken aus den geometrischen Verhältnissen am Streckenkreuz Querschlag/Einlagerungsstrecke und dem möglichen Luttendurchmesser bestimmt. Unter Verwendung einer Einzellutte (Dmax = 1000 mm) gilt die Grenzlänge 250 m. Die Berechnung unterliegt der Annahme, dass kein Umbau der Sonderbewetterung stattfindet (Vortrieb und Einlagerung mit selben System). Für die Dimensionierung der Strecken im Rahmen von KONEKD werden zwei parallele Luttenstränge mit je 700 mm Durchmesser berücksichtigt. Wenn jeder Strang mit einem Lüfter Typ Korfmann GAL 7-300/300 betrieben wird, sind bis zu 16,8 m³/s möglich. Bei ca. 4 m³/min*kW entspricht das rund 250 kW Diesel für die Technik in der Einlagerungstrecke. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 176 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung 11 Zeit- und Kostenschätzung Die Realisierung eines Endlagers in tiefen geologischen Formationen erstreckt sich erfahrungsgemäß über mehrere Jahrzehnte, und betrachtet man den gesamten Lebenszyklus eines Endlagerprojektes von Konzeptfindung und Standortauswahl bis zum Verschluss und dem Beginn der nachsorgefreien Nachbetriebsphase, sogar über mehrere Generationen. Schätzungen der Projektkosten und zeitlichen Abläufe der Projektrealisierung über derart lange Zeiträume sind aus naheliegenden Gründen mit erheblichen Ungewissheiten verbunden. Hierzu zählen im Allgemeinen Prognoseungewissheiten hinsichtlich der Preis- und Kostenentwicklung, des jeweils verfügbaren Standes der Technik und der sonstigen Randbedingungen für die Projektrealisierung. In frühen Projektphasen kommt erschwerend der geringe Detailierungs- und Reifegrad der Planungen hinzu, der einen Bottom-up-Ansatz, bei dem Kosten- und Zeitbedarf für Einzelaktivitäten zu Gesamtkosten und -zeitbedarf aufaddiert werden, in Frage stellt. Die Erfahrung aus der Realisierung von Endlagerprojekten weltweit und auch in Deutschland zeigt, dass dieser Ansatz gerade bei Endlagerprojekten aufgrund deren Einzigartigkeit und des erheblichen Aufwandes für Nebenaktivitäten, wie z. B. begleitende Forschung und Entwicklung, äußerst umfangreiche Nachweisführung oder Dokumentation und Qualitätssicherung, sehr problematisch ist. Die Forderung des AtG in § 7 Abs. 2 Nr. 3 nach Schadenvorsorge gemäß Stand von Wissenschaft und Technik, die auch Genehmigungsvoraussetzung für Endlager radioaktiver Abfälle ist, führt darüber hinaus dazu, dass die Endlagerplanung regelmäßig überprüft und ggf. überarbeitet und dass Endlager ggf. nachgerüstet werden muss. Aus den vorgenannten Überlegungen ergibt sich, dass es für ein zukünftiges Endlager in tiefen geologischen Formationen praktisch kaum möglich ist, den Kosten- und Zeitaufwand von Planung bis Verschluss in geeigneter Weise, mittels Faktoren aus üblichen Schätzungen von Baukosten und -volumina zu ermitteln. Die IAEA empfiehlt daher, insbesondere in frühen Phasen von Endlagerprogrammen, wie im vorliegenden Fall, den Aufwand aus Analogien zu weiter fortgeschrittenen Endlagerprojekten zu ermitteln /IAEA 2017/. Ein Konzept für die Endlagerung wärmeentwickelnder radioaktiver Abfälle im Kristallinformationen in Deutschland wurde erstmals im Rahmen des FuE-Vorhabens GEISHA (Gegenüberstellung von Endlagerprojekten in Salzgestein) /Papp 1999/ erarbeitet. Dabei wurden im Wesentlichen das KBS-3-Konzept und die direkte Endlagerung von Brennelementen mit einem Schwermetalläquivalent von 25.000 t in 15.600 Bohrlochkokillen über einen Zeitraum von 50 Jahren zugrunde gelegt. Die Gesamtkosten für Errichtung, Betrieb und Stilllegung des Endlagers wurden mit ca. 17 Mrd. DM (Preisbasis 1995) ermittelt. Darin wurden Reparaturen und Wartung, Energie, Betriebs- und Verbrauchsstoffe mit einem Zuschlag von 20 % sowie Planungs-, Genehmigungs- und Qualitätssicherungskosten mit einem Zuschlag von 32 % berücksichtigt. Begründungen der Zuschlagssätze sind nicht ausgeführt. Nicht enthalten sind die Kosten für Standortauswahl und -erkundung sowie Behälter- und Konditionierungskosten. Schätzungen zum Zeitaufwand für die Endlagerrealisierung waren nicht Gegenstand des FuE-Vorhabens GEISHA. TEC-20-2017-AB 177 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung Im Rahmen der Neuregelung der Finanzierung der Kosten der nuklearen Entsorgung in Deutschland wurde zwischen Bund und Energieversorgungsunternehmen vereinbart, dafür gebildete Rückstellungen in Höhe von ca. 17 Mrd. € zzgl. eines Sicherheitsaufschlages von ca. 7 Mrd. € in einen öffentlichen Fond zu überführen. Darin enthalten sind für Endlagerkosten gebildete Rückstellungen von 12,5 Mrd. € /KFK 2016/. Diese wiederum berücksichtigen Kosten für die Errichtung und den Betrieb eines Endlagers für insbesondere wärmeentwickelnde Abfälle in Höhe von 7,7 Mrd. € per Preisbasis 2012 /BMUB 2015c/, die auf einer Kostenschätzung der DBE für ein Endlager am Standort Gorleben aus dem Jahre 1998 beruhen /DBE 1998/. Darin werden die Kosten für Errichtung (inkl. untertägige Erkundung, Planung und Genehmigung), Betrieb, Stilllegung sowie für FuE mit 11,5 bis 12 Mrd. DM (Preisbasis 1995) angegeben. Nicht enthalten sind die Kosten für Endlagerbehälter und Konditionierung. Unterstellt wurde die Endlagerung von 357.000 m³ radioaktiver Abfälle mit vernachlässigbarer Wärmeentwicklung, ausgedienten Brennelementen mit einen Schwermetalläquivalent von 19.000 t sowie 3.500 HAW- und 7.000 CSD-C-Kokillen. Für den Abschluss der Standorterkundung und Genehmigung wurden 11 Jahre und 4,5 Jahre für die Errichtung veranschlagt. Nach 80 Jahren Endlagerbetrieb sollte der Verschluss des Endlagers innerhalb von 5,5 Jahren erfolgen. Die beiden aufgeführten deutschen Kostenschätzungen sind zwischenzeitlich 20 Jahre alt und drängen sich als Grundlage für eine Kosten- und Zeitschätzung für ein deutsches Endlager für wärmeentwickelnden radioaktiver Abfälle im Kristallin nicht auf. Während das im Rahmen des FuE-Vorhaben GEISHA entwickelte Konzept noch stark generischen Charakter trägt und daher aus heutiger Sicht noch erhebliche Kostenrisiken beinhaltet, basiert das Konzept für Gorleben auf der Endlagerung in einem Salzstock und ist aufgrund der erheblichen Unterschiede zwischen beiden Wirtsgesteinen nicht ohne weiteres übertragbar. Stattdessen erscheint es zielführender, auf die sehr detaillierten schwedischen und finnischen Planungen für den gleichen Wirtsgesteinstyp zurückzugreifen, die durch weit fortgeschrittene Genehmigungsverfahren im hohen Maße abgesichert sind. Insbesondere bieten sich die regelmäßig von SKB veröffentlichten Kostenschätzungen an, /SKB 2014/, /SKB 2017a/, die als Bemessungsgrundlage der Einzahlungen der schwedischen Abfallverursacher in den Entsorgungsfond wiederholt Gegenstand unabhängiger Begutachtungen waren. Obwohl nicht die Kalkulationen selbst, sondern nur deren Ergebnisse zu den hauptsächlichen Kostengruppen veröffentlicht und zitierbar sind, gestatten sie es, dank der Betrachtung unterschiedlicher Entsorgungskonzepte und -szenarien auch Hochrechnungen für das deutsche Abfallaufkommen vorzunehmen. Weitere Anpassungen des Endlagerkonzeptes an deutsche Genehmigungserfordernisse sowie an Konzeptvarianten (multipler oder überlagernder ewG), sind dann im Rahmen von Differenzbetrachtungen zu berücksichtigen. Die auf dieser Grundlage gewählte Vorgehensweise wird nachfolgend beschrieben. Die erforderliche Standortauswahl, beginnend bei einem ersten Screening der Regionalgeologie Deutschlands bis zur endgültigen Standortentscheidung, soll nach den Vorgaben des Standortauswahlgesetzes vom 05.05.2017 /StandAG 2017/ erfolgen. Der zeitliche Ablauf der FKZ 02E11112 Abschlussbericht 178 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung Standortauswahl und die damit verbundenen Kosten sind kaum in geeigneter Weise abschätzbar. Ungeachtet des von einer Mehrheit in der Endlagerkommission getragenen Konsens die politisch Zielvorgabe des StandAG, die Standortauswahl bis 2031 abzuschließen, beizubehalten, bestehen hinsichtlich ihrer Realisierbarkeit erhebliche berechtigte Zweifel, bis hin zu plausibel erscheinenden Schätzungen für einen Realisierungszeitraum von 35 bis 60 oder mehr Jahren /Thomauske 2016/. Darüber hinaus ist das deutsche Standortauswahlverfahren einzigartig, sowohl hinsichtlich der Zielsetzung den Standort mit bestmöglicher Sicherheit auszuwählen, der Vielfalt der zu berücksichtigenden geologischen Formationen, der umfassenden Beteiligung der Öffentlichkeit bis hin zu zahlreichen Rechtsschutzmöglichkeiten, als auch hinsichtlich der mehrfahren Beteiligung des deutschen Bundestages. Daher ist es für geeignete Zeit- und Kostenschätzungen nicht möglich, Analogieschlüsse aus anderen nationalen Endlagerprogrammen zu ziehen. Unter Berücksichtigung dieser Schwierigkeiten wird im vorliegenden Vorhaben bei der Zeitund Kostenschätzung das Standortauswahlverfahren nicht mit berücksichtigt, sondern stattdessen die endgültige Standortentscheidung als Startpunkt verwendet. Andererseits wird die Vergleichbarkeit mit Endlagerkonzepten in anderen Wirtsgesteinen nicht beeinträchtigt, da bei diesen die Aufwendungen für das Standortauswahlverfahren in gleicher Weise anfallen würden. Wie bereits erläutert, basiert die Zeit- und Kostenschätzung im Rahmen des vorliegenden Vorhabens auf Analogiebetrachtungen zum Endlagerprogramm der SKB und beinhaltet folgende Schritte 1. 2. 2.1 2.2 2.3 Referenz-Zeit- und -Kostenschätzung Differenzbetrachtungen für Endlagerkonzeptvarianten Differenzbetrachtung für modifiziertes KBS-3-Konzept Differenzbetrachtung für ein Endlager mit überlagerndem ewG Differenzbetrachtung für die Einlagerung in multiple ewG Abweichend von bisherigen Kostenschätzungen für ein deutsches HAW-Endlager wird es gerade für Kristallingestein als wichtig angesehen, die Aufwendungen für die Abfallkonditionierung einschließlich der Behälter zu berücksichtigen und als gesonderte Position auszuweisen. Die dafür erforderlichen Basisdaten der SKB liegen zitierbar vor. Zu 1. Referenz-Zeit- und -Kostenschätzung Als Grundlage für die konzeptspezifischen Differenzbetrachtungen soll für die aus den von SKB veröffentlichten Daten abgeleitete Schätzung zunächst vereinfachend unterstellt werden, dass analog zum schwedischen Konzept sämtliche wärmeerzeugenden radioaktiven Abfälle in Behältern endgelagert werden, die mit dem schwedischen Behälter baugleich sind bzw. sich lediglich durch einen anderen Korb unterscheiden. Zuvorderst werden die veröffentlichten Daten der SKB auf den Zeitpunkt der Standortentscheidung zurückgerechnet. In einem zweiten Teilschritt wird dann aus dem deutschen Abfallmengengerüst die zu unterstellende Anzahl von KBS-3-Behältern ermittelt, um die seitens der SKB ausgewiesenen Zeit- und Kostenaufwände entsprechend anzupassen. Dabei TEC-20-2017-AB 179 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung werden fixe, von der Behälteranzahl unabhängige und variable, von der Behälteranzahl abhängige Aufwendungen getrennt ausgewiesen und vereinfachend angenommen, dass die variablen Aufwendungen proportional von der Behälteranzahl abhängig sind. Besonderheiten, die aus wesentlichen Unterschieden zwischen deutschen und schwedischen Sicherheitsanforderungen resultieren, werden in der Referenzschätzung zunächst nicht berücksichtigt. Sie betreffen insbesondere den Nachweiszeitraum, die Rückholbarkeit und die radiologischen Schutzziele. Während in Schweden die Einhaltung der radiologischen Schutzziele über mindestens 100.000 Jahre nachzuweisen ist, werden in Deutschland 1 Mio. Jahre gefordert. Die daraus resultierenden Unterschiede hängen unmittelbar von den in den Differenzbetrachtungen unterstellten Konzeptvarianten ab. Es wird daher als zweckmäßig angesehen, die damit verbundenen Aufwandsunterschiede in den Differenzbetrachtungen zu berücksichtigen. In Deutschland ist die Rückholbarkeit der endgelagerten Abfälle bis zum Verschluss der Schächte und Rampen sowie ihre Handhabbarkeit bis mindestens 500 Jahre danach Genehmigungsvoraussetzung. In Schweden wird der grundsätzliche Nachweis der Rückholbarkeit als ausreichend angesehen. Daraus ggf. resultierende Mehraufwendungen eines deutschen Endlagers im Kristallin sind wiederum von der jeweiligen Konzeptvariante abhängig und werden in den entsprechenden Differenzbetrachtungen diskutiert. In Schweden ist als Genehmigungsvoraussetzung nachzuweisen, dass das radiologische Risiko der kritischen Gruppe den Richtwert von 10-6/a unterschreitet, während in Deutschland die Unterschreitung der Richtwerte für die erwartete Exposition von 0,01 mSv/a für wahrscheinliche Entwicklungen und von 0,1 mSv/a für gering wahrscheinliche Entwicklungen nachzuweisen ist. Da beide Schutzzielformulierungen faktisch sehr ähnlich sind, wird auf eine Bewertung der daraus ggf. resultierenden Unterschiede verzichtet. Ein weiterer wesentlicher Unterschied zwischen dem schwedischen und dem deutschen HAW-Endlager besteht in der Menge der ausgedienten MOX-Brennelementen und die daraus erwachsenden Anforderungen für die Kritikalitätssicherheit. Während sie in Schweden sehr gering ist und ein Kritikalitätsunfall infolge Versagens und Flutung eines Behälters mit MOX-Brennelementen von der SKB daher dem Restrisiko zugeordnet wird, machen sie in Deutschland ca. 10 % des endzulagernden ausgedienten Kernbrennstoffs aus und erfordern besondere technische Maßnahmen, insbesondere hinsichtlich der Behälterauslegung und -beladung. Diese Gesichtspunkte spiegeln sich wiederum unmittelbar in der Gestaltung der vorgeschlagenen Konzeptvarianten wieder und aufwandsseitige Auswirkungen sind folglich in den entsprechenden Differenzbetrachtungen zu berücksichtigen. Hinsichtlich der Übertragung der Aufwandsschätzungen für das HAW-Endlager in Schweden auf Deutschland ist ferner zu bedenken, inwieweit sich Unterschiede in allgemeinen Realisierungsbedingungen, insbesondere bzgl. Lohn- und Industriepreisniveau sowie andere kostenrelevante Faktoren für den Bau und Betrieb kerntechnische Anlagen auswirken. Zu diesem Zweck erfolgt eine Gegenüberstellung aktueller schwedischer und deutscher Kernenergiekosten. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 180 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung Zu 2. Differenzbetrachtungen für Endlagerkonzeptvarianten Wie oben ausgeführt, erfolgen für die drei Konzeptvarianten Differenzbetrachtungen zu den Aufwandsabschätzungen. Dabei werden für jede Konzeptvariante zunächst jeweils die maßgeblichen aufwandsbezogenen Unterschiede, z. B. hinsichtlich Art und Anzahl der Behälter und Buffer, des aufzufahrenden und zu verschließenden Hohlraumvolumens im Grubengebäude sowie zusätzlicher oder wegfallender Endlagerkomponenten herausgearbeitet und hinsichtlich ihrer Auswirkungen bewertet. Ihre Zusammenführung für alle zu berücksichtigenden Konzeptunterschiede liefert im Ergebnis der Differenzbetrachtung in Form einer konzeptspezifische Zeit- und Kostenschätzung. 11.1 Referenz-Zeit- und -Kostenschätzung 11.1.1 Rückrechnung auf den Zeitpunkt der Standortentscheidung Im Ergebnis eines mehr als 30 Jahre währenden Standortauswahlverfahrens wurde der Standort Söverviken, südöstlich von Forsmark, am 3. Juni 2009 für das schwedische HAWEndlager ausgewählt. Vorausgegangen waren eine sechsjährige umfassende Standortcharakterisierung und eine zweijährige vergleichende Bewertung und Abwägung mit einem Alternativstandort in der Nähe von Oskarshamn. Im Unterschied zu den Anforderungen des StandAG in Deutschland hatte SKB auf eine untertägige Erkundung vor der Standortentscheidung verzichtet. Das kann damit begründet werden, dass in dem von der SKB verfolgten Konzept der Einschluss der Abfälle vorrangig durch die technischen Barrieren Behälter und Buffer und nicht durch die geologische Barriere erfolgen soll. Daher wurden die aus der umfassenden übertägigen Erkundung, insbesondere aus zahlreichen Tiefbohrungen gewonnenen Erkenntnisse als hinreichend angesehen. Die jüngste von SKB veröffentlichte Kostenschätzung /SKB 2017a/ weist drei verschiedene Szenarien aus. Dem Basisszenarium ist die Endlagerung von 6.000 KBS-3-Behältern unterstellt, die mit Brennelementen mit einem durchschnittlichem Schwermetalläquivalent von 2.000 kg beladen sind. Den gegenwärtigen Planungen liegt die Erteilung der Genehmigung für die Errichtung des Endlagers in 2020 und seine Inbetriebnahme nach zehnjähriger Bauzeit in 2030 zugrunde. Der Betrieb des Endlagers ist für 40 Jahre mit der Endlagerung von durchschnittlich 150 Behältern/Jahr geplant. Die Konditionierungsanlage (Encapsulation facility) soll parallel zum Endlager errichtet und betrieben werden. Für ihren Rückbau werden ca. 8 Jahre veranschlagt, während für den Verschluss des Endlagers ca. 18 Jahre angesetzt werden. TEC-20-2017-AB 181 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung Endlager Genehmigung Errichtung Betrieb Verschluss Konditionierungsanlage Genehmigung Errichtung Betrieb Stilllegung +10 +20 +30 +50 +40 +60 +70 +80 Jahre Abbildung 11-1: Zeitplan des Basisszenariums der SKB Zusätzlich zum Basisszenarium werden zwei Alternativszenarien mit 4.460 bzw. 5.032 statt 6.000 Behältern betrachtet, wobei sich die Betriebszeit des Endlagers und der Konditionierungsanlage entsprechend verkürzt. Tabelle 11-1 enthält die ab 2018 zu erwarteten nicht diskontierten Kosten zur Preisbasis Januar 2016 für die genannten Szenarien in Mio. SEK (Schwedische Kronen). Tabelle 11-1: Schätzung erwarteter Kosten für drei Szenarien ab 2018 zur Preisbasis 2016 in Mio. SEK Position Behälteranzahl (Stck) Basisszenarium Alternativszenarium 1 Alternativszenarium 2 6.000 5.032 4.460 Konditionierungsanlage 15.310 13.330 12.350 4.910 10.150 250 4.790 8.290 250 4.730 7.360 250 HAW-Endlager 31.570 26.940 24.970 FuE (incl. Sicherheitsanalysen) Tagesanlagen (Errichtung und Stilllegung) Haupt- und Einlagerungsstrecken Errichtung Verschluss Andere Grubenbaue Errichtung Verschluss Betrieb und Wartung Reinvestition 2.420 6.680 10.640 2.440 6.590 8.700 2.420 6.570 7.730 Errichtung (Planung, Genehmigung, Bau) Betrieb (incl. Wartung/Erneuerung, Behälter) Stilllegung Umlage Zentrale Funktionen*) Summe (Mio SEK) Summe (Mio € - Kurs 15.01.16: 1 € = 9,,279 SEK) 6.380 4.260 5.140 3.560 4.430 2.960 1.470 4.560 3.170 4.280 2.900 1.380 4.180 2.860 1.320 5.070 2.330 3.650 1.280 3.300 770 3.570 3.130 3.120 50.450 43.400 40.440 5.437 4.677 4.358 *) Anteilige Umlage ohne andere SKB-Projekte/-Anlagen FKZ 02E11112 Abschlussbericht 182 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung Des Weiteren werden von SKB bereits angefallene bzw. bis einschließlich 2017 noch anfallende Kosten ausgewiesen, darunter für die Errichtung der Konditionierungsanlage für das HAW-Endlager (Standortauswahl, Projektierung, Genehmigung) 656 Mio. SEK 5.115 Mio. SEK Zur Vergleichbarkeit zum Zeitpunkt der Standortentscheidung sind den ab 2018 erwarteten Kosten die bereits angefallenen und die bis einschließlich 2017 zu erwartenden Kosten für die Konditionierungsanlage zzgl. anteilig umgelegter Kosten für zentrale Funktionen von 120 Mio. SEK sowie die seit der Standortentscheidung in 2009 angefallenen und bis einschließlich 2017 noch anfallenden Kosten für das HAW-Endlager zzgl. der anteiligen Umlage für zentrale Funktionen hinzuzurechnen. In der Kostenschätzung von 2010 /SKB 2010i/ weist SKB für das HAW-Endlager bis 2009 angefallene Kosten von 3.104 Mio. SEK aus. Damit ergibt sich, dass für die Kostenschätzung nach Standortentscheidung die Differenz von 2.011 Mio. SEK sowie eine anteilige Umlage für zentrale Funktionen von 360 Mio. SEK hinzuzurechnen sind. Diese Kosten betreffen im Wesentlichen das Genehmigungsverfahren und werden der Position FuE hinzugerechnet. Daraus ergibt sich für das SKBBasisszenarium die nachfolgende Kostenschätzung für den Zeitraum nach Standortfestlegung. Dabei sind unter Berücksichtigung der anderen Szenarien fixe, von der Behälteranzahl unabhängige und variable, der Behälteranzahl proportionale Kosten zusätzlich ausgewiesen. Tabelle 11-2: Kostenschätzung Basisszenarium SKB, aufgeteilt in von der Behälteranzahl unabhängige fixe und der Behälteranzahl proportionale variable Kosten in Mio. SEK, Preisbasis Januar 2016 Position Behälteranzahl (Stck.) Gesamtkosten Fixkosten 6.000 n/a Variable Kosten 6.000 1 Konditionierungsanlage 15.970 5.820 10.150 1,692 Errichtung Betrieb (incl. Behälter) Stilllegung 5.570 10.150 250 5.570 0 250 0 10.150 0 0 1,692 0 HAW-Endlager 33.580 14.700 18.880 3,146 FuE & Genehmigungen Tagesanlagen Haupt- und Einlagerungsstrecken Errichtung Verschluss Andere Grubenbaue Errichtung Verschluss Betrieb und Wartung Reinvestition 4.430 6.680 10.640 4.430 6.680 0 0 0 10.640 0 0 1,773 Umlage Zentrale Funktionen Summe (Mio SEK) Summe (Mio €) TEC-20-2017-AB 6.380 4.260 0 0 4.430 2.960 1.470 6.380 4.260 3.590 2.590 1.000 1,063 0,710 840 370 470 0,140 0,062 0,078 5.070 2.330 0 0 5.070 2.330 0,845 0,368 4.050 1.680 2.370 0,395 53.600 22.200 5.776 2.392 183 31.400 3.384 5,233 0,564 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung 11.1.2 Hochrechnung auf das deutsche Abfallmengengerüst Für die Hochrechnung wird zunächst das folgende vereinfachte Mengengerüst der endzulagernden wärmeentwickelnden Abfälle zugrunde gelegt /GRS 2013/: I. Kernbrennstoffe a) von Leistungsreaktoren b) von Forschungsreaktoren Gesamt tSM 10.445 16 10.466 II. Sonstige wärmeentwickelnden Abfälle a) CSD-V-Kokillen mit Spaltproduktlösung und Feedschlämmen b) CSD-B-Kokillen mit Deko- und Spülwässern c) CSD-C-Kokillen mit kompaktierten Brennelmenthülsen, Strukturteilen und Technologieabfällen Gesamt Stck. 3.735 308 4.104 8.147 Vereinfachend wird weiterhin unterstellt, dass alle Abfälle in KBS-3-ähnlichen Behältern endgelagert werden, die jeweils entweder Brennelemente mit einem Schwermetalläquivalent von 2.000 kg oder mit je drei CSD-V, CSD-B oder CSD-C-Kokillen beladen sind. Daraus ergibt sich eine Gesamtanzahl von zu konditionierenden und endzulagernden KBS-3-ähnlichen Behältern von ca. 7.950 und die in Tabelle 11-3 enthaltene Hochrechnung der Endlagerkosten für das deutsche Abfallmengengerüst. Tabelle 11-3: Hochrechnung der SKB-Kostenschätzung auf das deutsche Abfallmengengerüst in Mio. SEK, Preisbasis Januar 2016 Position Behälteranzahl (Stck) Gesamtkosten Fixkosten 7.950 n/a Variable Kosten 7.950 1 Konditionierungsanlage 19.271 5.820 13.451 1,692 Errichtung Betrieb (incl. Behälter) Stilllegung 5.570 13.451 250 5.570 0 250 0 13.451 0 0 1,692 0 HAW-Endlager 39.552 14.700 24.852 3,146 FuE & Genehmigungen Tagesanlagen Haupt- und Einlagerungsstrecken Errichtung Verschluss Andere Grubenbaue Errichtung Verschluss Betrieb und Wartung Reinvestition 4.430 6.680 14.095 4.430 6.680 0 0 0 14.095 0 0 1,773 Umlage Zentrale Funktionen Summe (Mio SEK) Summe (Mio €) FKZ 02E11112 Abschlussbericht 8.451 5.645 0 0 4.703 3.083 1.620 8.451 5.645 3.590 2.590 1.000 1,063 0,710 1.113 493 620 0,140 0,062 0,078 6.718 2.926 0 0 6.718 2.926 0,845 0,368 4.820 1.680 3.140 0,395 63.643 22.200 41.443 5,233 6.859 2.392 4.466 0,564 184 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung Hinsichtlich der Schätzung des Zeitaufwandes wird zunächst unterstellt, dass sich ungeachtet der um ca. ein Drittel erhöhten Behälteranzahl keine Änderungen gegenüber dem Zeitplan in Abbildung 11-1 ergeben. Dies beruht darauf, dass dem Zeitplan zwar eine Einlagerung von durchschnittlich 150 Behältern jährlich unterstellt ist, die Konditionierungsanlage und der Endlagerbetrieb jedoch für 200 Behälter im Jahr ausgelegt sind /SKB 2017a/. 11.1.3 Anpassung an das nationale industriezweigspezifische Kostenniveau Während der Wechselkurs zwischen schwedischer Krone und dem EURO eher geringen Schwankungen im Bereich von einigen Prozent unterliegt, gibt es andere Faktoren, die erheblich größere Kostenunterschiede verursachen. Hierzu zählen grundsätzlich das Lohnkosten- und Industriepreisniveau. Während die durchschnittliche Arbeitsstunde 2014 in Deutschland 31,80 € und in Schweden umgerechnet 40,20 € kostete, betrugen Industriepreise 2016 in Deutschland 98 % und in Schweden 120 % des OECD-Durchschnitts /OECD 2016/. Da es sich bei den angegebenen Indikatoren um Durchschnittswerte für die gesamte nationale Industrie handelt, ist bei ihrer Anwendung auf ein so spezifisches Vorhaben wie ein HAW-Endlager Vorsicht geboten. Gerade im kerntechnischen Bereich gibt es erhebliche nationale Unterschiede wie restriktiv vom Grunde her gleichwertige Sicherheitsanforderungen umzusetzen sind. Während in Deutschland auch unter Berücksichtigung der öffentlichen Debatte um die Risiken der Kernenergie ein sehr dichtes Netz von Regelwerken, Zulassungs-, Aufsichts- und Gutachterinstitutionen mit stark reglementierten formalen Anforderungen dominiert, wird in Schweden die Gewährleistung der Sicherheit stärker in die Verantwortung der Betreiber gestellt. Dabei werden größere Spielräume bei der Art und Weise, wie ein ausreichender Schutz gewährleistet wird, eingeräumt, ohne Abstriche an der Sicherheit selbst zuzulassen. Dies führt zwangsläufig zu Kostenunterschieden, die auch bei der Übertragung schwedischer Endlagerkosten auf deutsche Verhältnisse zu berücksichtigen sind. Als möglicher Maßstab für das Kostenniveau im kerntechnischen Bereich können die reinen Produktionskosten von Kernenergiestrom herangezogen werden. Vattenfall bezifferte die Kernenergiekosten in 2015/17 (ohne Nuklearsteuer) mit 250 SEK/MWh /WNA 2016/. 2009, d. h. noch vor Einführung der Kernbrennstoffsteuer in Deutschland wurden die Kosten der Stromerzeugung aus Kernenergie mit 35 €/MWh angegeben /Strom 2009/. Unter Berücksichtigung der allgemeinen Industriepreisentwicklung und nuklear-spezifischer Kostensteigerung von ca. 2 % /Warth 2015/ ergeben sich daraus für 2016 36 €/MWh. Setzt man nun die geschätzten Kosten aus Tabelle 11-3 ins Verhältnis zu den Gestehungskosten für Kernenergiestrom, ergibt sich die Hochrechnung der Endlagerkosten für Deutschland in Tabelle 11-4. TEC-20-2017-AB 185 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung Tabelle 11-4: Hochrechnung/Referenzkostenschätzung für deutsche HAW-Endlager im Kristallingestein mit KBS-3-artigen Behältern in Mio. €, Preisbasis Januar 2016 Position Behälteranzahl (Stck) Gesamtkosten Fixkosten 7.950 n/a Variable Kosten 7.950 1 Konditionierungsanlage 2.775 838 1.937 0,244 Errichtung Betrieb (incl. Behälter) Stilllegung 802 1.937 36 802 0 36 0 1.937 0 0 0,244 0 HAW-Endlager 5.695 2.117 3.579 0,453 FuE & Genehmigungen Tagesanlagen Haupt- und Einlagerungsstrecken Errichtung Verschluss Andere Grubenbaue Errichtung Verschluss Betrieb und Wartung Reinvestition 638 962 2.030 638 962 0 0 0 2.030 0 0 0,255 Umlage Zentrale Funktionen Summe 1.217 813 0 0 677 444 233 1.217 813 517 373 144 0,153 0,102 160 71 89 0,020 0,009 0,011 967 421 0 0 967 421 0,122 0,053 694 242 452 0,057 9.165 3.197 5.968 0,754 11.2 Differenzbetrachtungen für Endlagerkonzeptvarianten 11.2.1 Modifiziertes KBS-3-Konzept 11.2.1.1 Anpassung Behälter- und Konditionierungskosten Aus dem Mengengerüst der deutschen ausgedienten Brennelemente und hochradioaktiven Abfälle folgt, dass für deren Endlagerung 15.671 rückholbare Kokillen mit einer Kupferummantelung von 5 cm benötigt werden. Um die Betriebszeit der Konditionierungsanlage und des Endlagers von 40 Jahren beizubehalten, muss deren Jahreskapazität von 200 auf 400 Behälter erhöht werden. In diesem Zusammenhang wird unterstellt, dass sich die Investitions- und Stilllegungskosten um den Faktor √2 von 802 bzw. 36 auf 1.134 Mio. € bzw. 51 Mio. € erhöhen. Die vergleichsweise überschaubaren Kosten für die Vereinzelung der Brennstäbe werden als inbegriffen bzw. durch die Handhabung der um ca. 60 % leichteren rückholbaren Kokillen aufgewogen angesehen. Gleiches gilt für die variablen Betriebskosten je Behälter. Signifikant ist jedoch die geringere Kupfermasse von 4.500 kg der Kokille gegenüber 7.500 kg je Behälter beim KSB-3-Konzept /SKB 2010a/. Bei einer Preisbasis per Januar 2016 mit einem Weltmarktpreis von 4,10 €/kg ergibt sich damit eine Materialkosteneinsparung von 12.300,00 € je Behälter, die gleichfalls in der Hochrechnung der Behälterund Konditionierungskosten in Tabelle 11-5 berücksichtigt ist. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 186 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung Tabelle 11-5: Hochrechnung der Behälter- und Konditionierungskosten bei Verwendung der rückholbaren Kokillen mit 5 cm Kupferummantelung in Mio. €, Preisbasis Januar 2016 Position Behälteranzahl (Stck) Gesamtkosten Fixkosten 15.671 n/a Variable Kosten 15.671 1 Konditionierungsanlage 4.821 1.185 3.636 0,232 Errichtung Betrieb (incl. Behälter) Stilllegung 1.134 3.636 51 1.134 0 51 0 3.636 0 0 0,232 0 394 97 297 0,019 Umlage Zentrale Funktionen Summe 5.215 1.282 3.933 0,251 11.2.1.2 Anpassung der Endlagerkosten Im Unterschied zur Konditionierungsanlage wird beim Endlager unterstellt, dass die Verdoppelung der jährlichen Einlagerungskapazität zu keiner Erhöhung der Fixkosten des Endlagers führt. Das wird damit begründet, dass gerade bei einem Endlager ein erheblicher Teil der Kosten unabhängig von seiner Kapazität ist und andererseits die Kapazitätserhöhung vorrangig durch betriebsorganisatorische Maßnahmen, insbesondere Parallelisierung der Auffahrungs-, Einlagerungs- und Verschlussmaßnahmen, z. B. mit Parallelbetrieb mehrerer Einlagerungsstrecken erreicht werden kann, die zu keiner signifikanten Änderung der einmaligen Kosten führen bzw. durch Einsparungen wegen der deutlich geringeren zu handhabenden Behältermassen aufgewogen werden. In einem ersten Schritt werden daher zunächst die variablen Endlagerkosten auf die höhere Behälteranzahl hochgerechnet. In einem zweiten Schritt werden Unterschiede zum KBS-3-Konzept hinsichtlich der Auswirkungen auf die Kosten bewertet. Durch den geringen Außendurchmesser der rückholbaren Kokille gegenüber dem KBS-3Behälter reduziert sich die Masse des kompaktierten Bentonits je Buffer/Behälter von 23 t auf ca. 9,5 t. Bei einem Preis des kompaktierten Bentonits von 1.000,00 €/t ergibt sich daraus eine Kostenersparnis von 13.500,00 € je einzulagernden Behälter, die von den Verschlusskosten abzusetzen sind. Bezogen auf ein Endlagerbohrloch liegen dem schwedischen Endlagerkonzept folgende durchschnittlichen Ausbruchvolumina in den Haupt- und Einlagerungsstrecken zugrunde: Einlagerungsbohrloch ( 1,75 m, 8 m tief) Einlagerungsstrecke (6 m Bohrlochabstand, 25 m² Streckenquerschnitt) Hauptstrecken (1,05 m Haupt- und Transportstrecken, 46 m² Querschnitt) TEC-20-2017-AB 187 19,25 m³ 150,00 m³ 48,30 m³ FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung Insgesamt ergeben sich so durchschnittlich 217,55 m³ Ausbruch je Einlagerungsbohrloch und aus der Hochrechnung der Referenzkosten für 7.950 Behälter (siehe Tabelle 11-4) durchschnittlich 700 € für einen m³ Ausbruch und 470 €/m³ für die Verfüllung. In dem hier betrachteten modifizierten KBS-3-Konzept sind folgende durchschnittlichen Ausbruchvolumina je Einlagerungsbohrloch entsprechend anzusetzen Einlagerungsbohrloch ( 1,55 m, 8,50 m tief) Bohrlochkeller (Höhe 2,85 m, Breite 2 m, mittlere Länge 3,42 m) Einlagerungsstrecken (6 m Bohrlochabstand, 41,4 m² Streckenquerschnitt Hauptstrecken (analog KBS-3-Konzept) 16,00 m³ 19,50 m³ 248,00 m³ 48,20 m³ Daraus ergeben sich durchschnittlich 324,90 m³ Ausbruch je Einlagerungsbohrloch und letztlich durchschnittliche Mehrkosten je endzulagernden Behälter von 75 T€ für die Erstellung des zusätzlichen Ausbruchs und von 50 T€ für seine Verfüllung. Sie wurden entsprechend in der Hochrechnung in Tabelle 11-6 berücksichtigt. Weitere signifikante Kostenunterschiede können sich gegenüber dem jetzigen Planungsstand der SKB wegen der im vorliegenden Vorhaben aus Strahlenschutzgründen bei der Behebung von Betriebsstörungen als unverzichtbar angesehenen Bohrlochschleuse und Schleuse am Boden des Transferbehälters ergeben. Unter Berücksichtigung der geringen Detailtiefe des vorliegenden Konzeptentwurfes wird jedoch vereinfachend angenommen, dass damit verbundene Mehraufwendungen durch Einsparungen wegen geringerer Anforderungen an die Fernhantierbarkeit und des Entfalls der Streckensperrung während des Einlagerungsvorganges weitgehend aufgewogen werden. Aus dem gleichen Grund wird in dieser Differenzbetrachtung auf die Berücksichtigung weiterer Konzeptunterschiede verzichtet. FKZ 02E11112 Abschlussbericht 188 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung Tabelle 11-6: Hochrechnung der Behälter-, Konditionierungs- und Endlagerkosten für das modifizierte KBS-3-Konzept in Mio. €, Preisbasis Januar 2016 Position Behälteranzahl (Stck) Gesamtkosten Fixkosten 15.671 n/a Variable Kosten 15.671 1 Konditionierungsanlage 4.821 1.185 3.636 0,232 Errichtung Betrieb (incl. Behälter) Stilllegung 1.134 3.636 51 1.134 0 51 0 3.636 0 0 0,232 0 10.707 2.117 8.590 0,548 638 962 5.748 638 962 0 0 0 5.748 0 0 0,367 HAW-Endlager FuE & Genehmigungen Tagesanlagen Haupt- und Einlagerungsstrecken Errichtung Verschluss Andere Grubenbaue Errichtung Verschluss Betrieb und Wartung Reinvestition Umlage Zentrale Funktionen Summe 11.2.2 3.574 2.174 0 0 833 513 320 3.574 2.174 517 373 144 0,228 0,139 316 140 176 0,020 0,009 0,011 1.695 830 0 0 1.695 830 0,108 0,053 1.268 270 998 0,064 16.796 3.572 13.224 0,844 Einlagerung im multiplen ewG 11.2.2.1 Anpassung Behälter- und Konditionierungskosten Im Falle der Endlagerung im Kristallin mit multiplen ewGs ist die Einlagerung von 530 kupferbeschichteten Castor®-Behältern (Castor®-Cu) und 15.142 kupferbeschichteten rückholbaren Kokillen (BSK-RCu) vorgesehen. Wegen der verhältnismäßig geringen Anzahl an Castor®-Behältern wird für die Kostenhochrechnung vereinfachend auf deren gesonderte Berücksichtigung verzichtet und die Anzahl der BSK-RCu entsprechend auf 15.537 erhöht. Um die Betriebszeit der Konditionierungsanlage und des Endlagers von 40 Jahren beizubehalten, muss deren Kapazität von 200 auf 400 Behälter/Jahr erhöht werden. Die Investitionsund Stilllegungskosten der Konditionierungsanlage wurden daher um den Faktor √2 von 802 bzw. 36 auf 1.134 bzw. 51 Mio. € erhöht. Bei den Konditionierungskosten wurden ferner Einsparungen von 29 T€ je Behälter berücksichtigt. Sie beruhen auf dem mit 400 kg erheblich geringeren Kupferbedarfs gegenüber 7,5 t beim KBS-3-Konzept (Preisbasis Kupfer Januar 2016 4,10 €/kg). 11.2.2.2 Anpassung der Endlagerkosten Hinsichtlich der Endlagerfixkosten wird wiederum unterstellt, dass die erforderliche Erhöhung der Jahreskapazität auf 400 Behälter/Jahr durch betriebsorganisatorische Maßnahmen möglich ist und zu keiner signifikanten Fixkostenerhöhung führt. Die Verschlusskosten je TEC-20-2017-AB 189 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung Einlagerungsbehälter wurden um die entfallenden Bentonit-Kosten für den Bohrlochbuffer und den Bohrlochverschluss von 23 T€ (23 t mit 1 T€/t) reduziert. Etwas höhere Ausbruchvolumina je Einlagerungsbohrloch von 321,6 m³ gegenüber dem KBS-3-Konzept mit 217,55 m³ ergeben sich für das Bohrlochlagerungskonzept mit multiplen ewGs aus 5,40 m³ Einlagerungsbohrloch ( 0,9 m, 8,5 Tiefe) Bohrlochkeller (2,85 m hoch, 2 m breit, 3,42 m mittlere Länge) Einlagerungsstrecke (Bohrlochabstand 6 m, Querschnitt 41,4 m) Hauptstrecken (analog KBS-3-Konzept) 19,50 m³ 248, m³ 48,30 m³ Daraus resultieren Mehrkosten für die Hohlraumerstellung von 73 T€ und für die Verfüllung von 49 T€ je endzulagernden Behälter. Die entsprechenden Änderungen sind in der Hochrechnung in Tabelle 11-7 berücksichtigt. Die Ausrichtung des Grubengebäudes auf evtl. weit voneinander entfernte einzelne ewG und damit zusätzlich notwendiges Hohlraumvolumen wurde in dieser Schätzung nicht berücksichtigt, könnte aber, je nach Lage der ewG, zu einem weiteren Kostenanstieg führen. Tabelle 11-7: Hochrechnung der Kosten für die Bohrlochlagerung mit multiplen ewGs im Kristallin, Preisbasis Januar 2016 Position Behälteranzahl (Stck) Gesamtkosten Fixkosten 15.537 n/a Variable Kosten 15.537 1 Konditionierungsanlage 4.520 1.185 3.335 0,215 Errichtung Betrieb (incl. Behälter) Stilllegung 1.134 3.335 51 1.134 0 51 0 3.335 0 0 0,215 0 10.291 2.117 8.175 0,526 638 962 5.505 638 962 0 0 0 5.505 0 0 0,354 HAW-Endlager FuE & Genehmigungen Tagesanlagen Haupt- und Einlagerungsstrecken Errichtung Verschluss Andere Grubenbaue Errichtung Verschluss Betrieb und Wartung Reinvestition Umlage Zentrale Funktionen Summe FKZ 02E11112 Abschlussbericht 3.512 1.992 0 0 830 512 319 3.512 1.992 517 373 144 0,226 0,128 313 139 175 0,020 0,009 0,011 1.891 466 0 0 1.891 466 0,122 0,030 1.214 270 944 0,060 16.025 3.572 12.453 0,801 190 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung 11.2.3 Endlager mit überlagerndem ewG 11.2.3.1 Anpassung Behälter- und Konditionierungskosten Im Falle der Endlagerung im Kristallingestein mit überlagerndem ewG ist die Einlagerung der Abfälle in 7.068 POLLUX®-BE-, 1.244 POLLUX 3-CSD-V-, 472 POLLUX 9-CSD/B/C, 530 verschiedenen Castor®-Behältern sowie 2.620 Gussbehältern Typ II vorgesehen. Insgesamt sind somit 11.934 Behälter, davon 8.784 POLLUX®-Behälter erforderlich. Bei einem 40jährigen Endlagerbetrieb ergibt sich eine durchschnittlich erforderliche Jahreskapazität der Konditionierungsanlage von ca. 300 Behältern oder werktäglich von einem Behälter gegenüber den Planungen der SKB mit 200 Behältern pro Jahr. Es wird daher vorgeschlagen, für Errichtung und Stilllegung der Konditionierungsanlage die abgeschätzten Referenzkosten um den Faktor √1,5 zu erhöhen. Ungeachtet dessen, dass beim überlagernden ewG die Dichtheit der Behälter und insbesondere der Schweißnähte nur für den Zeitraum der Bergbarkeit von 500 Jahren gewährleistet werden muss, werden daraus gegenüber dem modifizierten KBS-3-Konzept keine signifikanten Kosteneinsparungen erwartet. Stattdessen sind eher Zusatzaufwendungen für die Handhabung unterschiedlicher Behälter- und Abfallarten sowie für die Vereinzelung der Brennstäbe zu erwarten, für die pauschaliert eine Erhöhung der Errichtungs- und Stilllegungskosten um 50% veranschlagt wird. Dieser sehr grobe und mit erheblichen Ungewissheiten behaftete Ansatz erscheint in Anbetracht des Überwiegens der deutlich höheren Behälterkosten als hinnehmbar. Während die Castor®-Behälter bereits vorhanden sind, müssen die POLLUX®-Behälter neu gefertigt werden. Die Kosten des POLLUX ®-10-BE-Behälters wurden in der Bemessung der Entsorgungsrückstellungen der EVU (Energieversorgungsunternehmen) mit einer Größenordnung von 1 Mio. € angesetzt. Selbst bei Reduzierung der Behälter-Kosten und dem Faktor √3 wegen des nur ca. ein Drittel betragenden Inventars der hier vorgesehenen POLLUX®-Behältertypen ergeben sich noch Kosten von ca. 580 T€ pro POLLUX®-Behälter und ca. 5.000 Mio. € für alle POLLUX®-Behälter insgesamt. Hinzu kommen die Kosten für den Betrieb der Konditionierungsanlage. In der Referenzkostenschätzung wurden dafür pro Behälter 244 T€ einschließlich Behälterkosten von ca. 100 T€ angesetzt. Damit ergeben sich reine Betriebskosten von ca. 150 T€ pro Behälter. Zur Berücksichtigung der Kosten für die Brennstabvereinzelung werden sie für die POLLUX ®-BEBehälter um ein Drittel auf 200 T€ erhöht. Bei diesen Annahmen ergibt sich die Schätzung der Behälter- und Konditionierungskosten in Tabelle 11-8. TEC-20-2017-AB 191 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung Tabelle 11-8: Hochrechnung der Behälter- und Konditionierungskosten für das Streckenlagerungskonzept mit überlagerndem ewG, Preisbasis Januar 2016 Position Behälteranzahl (Stck) Pollux ® Castor ® Gussbehälter Gesamtkosten Fixkosten Variable Kosten 11.934 8.784 n/a n/a 11.934 8.784 1 1 530 2.620 n/a n/a 530 2.620 1 1 Behälterkosten Pollux® Castor® Gussbehälter 5.330 5.068 0 262 0 0 0 0 5.330 5.068 0 262 Konditionierungsanlage 3.683 1.539 2.144 1.473 2.144 1.473 0 0 2.144 Errichtung Betrieb Pollux®-BE (7.068) andere Behälter (4.866) Stilllegung Umlage Zentrale Funktionen Summe 1.414 730 0 0 1.414 730 66 0 301 126 175 1.665 0 0,200 0,150 66 9.314 0,577 0 0,100 0 7.649 - 11.2.3.2 Anpassung der Endlagerkosten Ausgangspunkt ist wiederum die Referenzkostenschätzung (siehe Tabelle 11-4). Wie bereits beim modifizierten KBS-3-Konzept wurde aus den gleichen Gründen unterstellt, dass die erforderliche Erhöhung der durchschnittlichen Jahreskapazitäten von 200 auf 300 Behälter zu keinen signifikant höheren Fixkosten führt. Vereinfachend wird auch unterstellt, dass die Unterschiede zwischen Bohrloch- und Streckenlagerung zu keiner signifikanten Änderung der Kosten für die erforderlichen Ausrüstungen und für die Einlagerung eines Behälters führt. Letzteres erscheint dahingehend plausibel, dass die horizontale Einlagerung eines Behälters in einer Strecke zwar weniger aufwendig ist als in einem vertikalem Bohrloch, die Notwendigkeit des Versatzes der Strecke nach jedem eingelagerten Behälter jedoch gegenüber den Abläufen bei der Bohrlochlagerung zu Mehraufwänden führt. Als signifikant wird hingegen die Einsparung der Kosten für den Bentonit des Bohrlochbuffers und -verschlusses von 23 T€ (23 t mit 1 T€/t) je einzulagernden Behälter angesehen. Die Verschlusskosten wurden entsprechend reduziert. Als signifikant werden ferner die Kostenunterschiede für das Erstellen und Verfüllen des erforderlichen Ausbruchs je Behälter angesehen. Das durchschnittliche Ausbruchvolumen für die Streckenlagerung eines Behälters ergibt sich wie folgt: Einlagerungsstrecke (12,50 m mittlerer Behälterabstand, 19,70 m² Streckenquerschnitt Querschlag (bzw. Hauptstrecke) (Querschnitt 30,80 m², 55,00 m Abstand zwischen zwei Einlagerungsstrecken mit 30 Behältern) FKZ 02E11112 Abschlussbericht 192 246,25 m³ 56,50 m³ TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung Durchschnittlich 302,75 m³ Ausbruch je endzulagernden Behälter bei der Streckenlagerung stehen 217,55 m³ je Einlagerungsbohrloch beim KBS-3-Konzept gegenüber. Mit 700 €/m³ für die Erstellung und 470 €/m³ für die Verfüllung ergeben sich zusätzliche Kosten von 60 T€ bzw. 40 T€, die in der Hochrechnung in Tabelle 11-9 entsprechend berücksichtigt werden. Tabelle 11-9: Hochrechnung der Kosten für das Streckenlagerungskonzept überlagerndem ewG, Preisbasis Januar 2016 Position Behälteranzahl (Stck) ® Pollux Gesamtkosten Fixkosten 11.934 8.784 n/a n/a 11.934 8.784 1 1 530 2.620 n/a n/a 530 2.620 1 1 Castor ® Gussbehälter Variable Kosten Behälterkosten Pollux® Castor® Gussbehälter 5.330 5.068 0 262 0 0 0 0 5.330 5.068 0 262 Konditionierungsanlage 3.683 1.539 2.144 1.473 2.144 1.473 0 0 2.144 Errichtung Betrieb ® Pollux -BE (7.068) andere Behälter (4.866) Stilllegung 1.414 730 0 0 1.414 730 66 0 HAW-Endlager 8.408 2.117 6.291 FuE & Genehmigungen Tagesanlagen Haupt- und Einlagerungsstrecken Errichtung Verschluss Andere Grubenbaue Errichtung Verschluss Betrieb und Wartung Reinvestition 638 962 3.966 638 962 0 0 0 3.966 758 480 278 Umlage Zentrale Funktionen Summe 11.3 0 0 2.543 1.423 517 373 144 n/a 0,577 0 0,100 0 0,200 0,150 66 2.543 1.423 mit 0 0 0 0,255 0,213 0,119 241 107 134 0,020 0,009 0,011 1.452 632 0 0 1.452 632 0,122 0,053 990 299 691 n/a 18.410 3.955 14.455 n/a Schlussfolgerungen Die vorliegenden Kostenschätzungen zu den verschiedenen Konzeptvarianten für die Endlagerung hochradioaktiver Abfälle im Kristallin können nur als eine grobe Orientierung angesehen werden. Wegen des geringen Detailierungsgrades der Konzeptentwürfe, bei denen zunächst sicherheitskonzeptionelle Aspekte im Vordergrund standen, musste auf Analogie- und Differenzbetrachtungen zu den von SKB veröffentlichten Kosten der Realisierung des KBS-3-Konzeptes zurückgegriffen werden. Hieraus resultieren zwangsläufig erhebliche Ungewissheiten insbesondere für die absolute Höhe der Kosten. Ungeachtet dessen, lassen sich aus der Gegenüberstellung der betrachteten Konzeptvarianten und der zugehörigen wesentlichen Kostenbestandteile (s. Abbildung 11-2) einige grundlegende Tendenzen ableiten. TEC-20-2017-AB 193 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung Abbildung 11-2: Gegenüberstellung der geschätzten Kosten und wesentlichen Kostenbestandteile für die Konzeptvarianten: KBS-3-Konzept, modifiziertes KSB-3-Konzept, überlagernder ewG und multipler ewG Obwohl bei den Konzeptvarianten jeweils das gleiche Abfallmengengerüst unterstellt wurde, ergeben sich bei den für die deutschen Anforderungen entworfenen Konzeptvarianten gegenüber dem KBS-3-Konzept deutliche höhere Kosten. Die Kostenunterschiede zwischen diesen drei Varianten hingegen können wegen der bestehenden Ungewissheiten nicht als signifikant angesehen werden. Aufschlussreich ist in diesem Zusammenhang die Gegenüberstellung der Behälteranzahl, des Hohlraumvolumens der Einlagerungsfelder insgesamt und je endzulagernden Behälter (s. Abbildung 11-3). FKZ 02E11112 Abschlussbericht 194 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung Abbildung 11-3: Gegenüberstellung der Behälteranzahl, des Hohlraumvolumens der Einlagerungsfelder insgesamt und je endzulagernden Behälter für die betrachteten Konzeptvarianten: KBS-3-Konzept, modifiziertes KSB-3Konzept, überlagernder ewG und multipler ewG Die höhere Behälteranzahl gegenüber dem KBS-3-Konzept korrespondiert mit deutlich höheren Kosten für die Behälter selbst, für deren Konditionierung und letztlich vor allem für deren Endlagerung. Die höhere Behälteranzahl resultiert wiederum aus dem relativ hohen Anteil von ca. 10 % an MOX-Brennelementen, die zur Einhaltung der Maximaltemperatur von 100° C an der Behälteroberfläche zu einer geringeren Behälterbeladung zwingt. Aus wirtschaftlichen Gesichtspunkten wäre es daher zweckmäßig zu prüfen, inwieweit 100° C an der Behälteroberfläche überschritten und die Behälterbeladung entsprechend erhöht werden kann, ohne Sicherheitsnachteile in Kauf zu nehmen. Alternativ sollte geprüft werden, inwieweit es möglich ist, ohne Überschreitung der 100° C größere Behälter für weniger stark wärmeentwickelnde Abfälle einzusetzen. Auffällig ist ferner das um nahezu 50 % größere Hohlraumvolumen je Behälter gegenüber dem KBS-3-Konzept. Im Fall der Streckenlagerung beim überlagernden ewG resultiert dies aus den großen Behälterabständen in den Einlagerungsstrecken und deren relativ großem Querschnitt. In den Bohrlochlagerungskonzepten ergibt sich das höhere spezifische Hohlraumvolumen, ungeachtet der kleineren Behälter und kleineren Querschnitte der Einlagerungsbohrlöcher, gegenüber dem KBS-3-Konzept daraus, dass beim KBS-3-Konzept auf die Bohrlochschleuse und den Bohrlochkeller sowie auf die Schleuse am Transferbehälter verzichtet werden soll. Damit sind zwar geringere Streckenquerschnitte und Tiefen der Einlagerungsbohrlöcher möglich, die Einlagerungsstrecken werden so aber zwangsweise zum Sperrbereich und das Beheben von Betriebsstörungen während der Einlagerung kann TEC-20-2017-AB 195 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung auf erhebliche Probleme stoßen. Aus deutscher Sicht werden darin erhebliche Nachteile für die betriebliche Sicherheit gesehen, die auch die Genehmigungsfähigkeit in Frage stellen können. Interessant ist auch die Gegenüberstellung der wesentlichen Bestandteile der Endlagerkosten in Abbildung 11-4. Bei den drei für die deutschen Anforderungen entworfenen Konzepten ergibt sich eine deutliche Dominanz der variablen Kosten, die aus der höheren Behälterzahl resultiert, und hier wiederum der Kosten für Errichtung und Versatz sowie Verschluss der Einlagerungsfelder. Abbildung 11-4: Gegenüberstellung der von der Behälteranzahl unabhängigen fixen Endlagerkosten und der von der Behälteranzahl abhängigen variablen Endlagerkosten, darunter variable Kosten für Endlagerbetrieb und Reinvestition, für Errichtung und Versatz bzw. Verschluss der Einlagerungsfelder sowie sonstige variable Endlagerkosten Insgesamt ist festzustellen, dass das Kostenniveau der für die deutschen Verhältnisse entworfenen Endlagerkonzepte im Kristallin deutlich über den Rückstellungsansätzen der Energieversorgungsunternehmen liegt. Sie erreichen sogar die Höhe der insgesamt gebildeten Rückstellungen von ca. 17 Mrd. € für die Entsorgung aller radioaktiven Abfälle, einschließlich der vernachlässigbar wärmeentwickelnden Abfälle sowie der Kosten für Zwischenlagerung und Standortauswahl. Bedenkt man, dass ca. zwei Drittel des sog. Risikoaufschlages von ca. 7 Mrd. €, die von den Energieversorgungsunternehmen zusätzlich in den nuklearen Entsorgungsfond eingezahlt wurden, für die anfallende Mehrwertsteuer auf die Leistungen der BGE und BG aufgewendet werden müssen, solange deren Entnahmen aus dem Fond nicht von der Mehrwertsteuer befreit sind, zeichnen sich bereits jetzt im Falle der Endlagerung im Kristallingestein erhebliche finanzielle Engpässe ab, die aus dem FKZ 02E11112 Abschlussbericht 196 TEC-20-2017-AB Zeit- und Kostenschätzung Staatshaushalt zu decken sind. Die Diskrepanz zu den Rückstellungsansätzen der Energieversorgungsunternehmen resultiert im Wesentlichen daraus, dass sie auf dem Endlagerkonzept in einem Salzstock beruhen. Dank des höheren Grenztemperaturansatzes von 200 °C können Behälter mit einer mehr als dreifachen Beladung eingesetzt werden, wodurch sich ihre Anzahl entsprechend verringert. Obwohl die erforderlichen Hohlraumvolumina je Behälter im Kristallin- und Salzgestein vergleichbar sind, ergeben sich darüber hinaus im Salzgestein deutliche Kostenvorteile für die Auffahrung und den langzeitsicheren Versatz. Im Unterschied zum Kristallingestein können Grubenbaue im Salz kostengünstig mit Teilschnittmaschinen aufgefahren werden. Ferner ist der qualitätsgesicherte Einbau von Bentonitmineralgemischen im Kristallingestein erheblich aufwendiger als der Versatz der Grubenbaue im Salzgestein mit Salzgrus, das aus den Ausbruchmaterial gewonnen und durch die hohe Konvergenz langfristig kompaktiert wird. Die Gegenüberstellung dieser Gesichtspunkte zeigt, dass hinsichtlich des tatsächlichen Finanzbedarfs für die Endlagerung wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle auch in Abhängigkeit von den Ergebnissen des Standortauswahlverfahrens eine erhebliche Variationsbreite besteht und es heute praktisch nicht möglich ist Aussagen zu treffen, inwieweit die in den Entsorgungsfond eingezahlten Beträge ausreichend sind. TEC-20-2017-AB 197 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zeit- und Kostenschätzung FKZ 02E11112 Abschlussbericht 198 TEC-20-2017-AB Zusammenfassung und Ausblick 12 Zusammenfassung und Ausblick Im Vorhaben KONEKD wurden drei Endlagerkonzepte für ein generisches Endlager für wärmeentwickelnde Abfälle und ausgediente Brennelemente im Kristallingestein als Wirtsgestein in Deutschland erarbeitet. Die drei Konzepte basieren auf unterschiedlichen Ansätzen zur Herstellung des Einschlusses der Abfälle für den Nachweiszeitraum von einer Million Jahre. Alle Konzepte wurden auf Basis der gleichen Grundlagen erstellt. Dazu gehört zunächst der Stand des Wissens in Bezug auf die Eigenschaften kristalliner Wirtsgesteinsformationen in Deutschland. Da diese allerdings weitestgehend unbekannt sind, wurden als Arbeitshypothese Gesteinsparameter der untersuchten Gesteine in den untertägigen Laboren Grimsel, Äspö und Onkalo zur Orientierung verwendet. Weiterhin wurden die Anforderungen an die Endlagerkonzepte untersucht. Diese speisen sich im Wesentlichen aus Rechtsquellen (z.B. dem Standortauswahlgesetzt und dem Atomrecht), Normen und aus den Sicherheitsanforderungen an die Endlagerung wärmeentwickelnder radioaktiver Abfälle des BMU aus dem Jahr 2010. Zuletzt erfolgte eine Zusammenstellung der Art und Menge aller zu endlagernden Abfälle auf Basis der Vorläufigen Sicherheitsanalyse Gorleben (VSG), da das Nationale Entsorgungsprogramm (NaPro) des BMUB keine Aufschlüsselung der Abfälle nach Reaktortypen anbietet. Diese ist für die Verteilung der Abfälle auf Endlagerbehälter jedoch notwendig. Damit war die Erarbeitung der Grundlagen abgeschlossen. Darauf aufbauend wurden verschiedene Einlagerungskonzepte abgeleitet, die in Hinblick auf die Einschlussfunktion des Endlagers im Nachweiszeitraum als grundsätzlich vielversprechend eingeschätzt werden. Diese sollen in Zukunft auf Basis der Fortführung der F&EArbeiten zu einem Sicherheits- und Nachweiskonzept im Kristallin weiter optimiert werden. Bei der Ausarbeitung der Endlagerkonzepte wurde jeweils ein anderer Ansatz zum Nachweis des langzeitsicheren Einschlusses verfolgt. Diese drei Ansätze wurden schon im Bericht der Endlagerkomission im Jahr 2016 genannt: Im modifizierten KBS-3 Konzept wird die maßgebliche Einschlussfunktion einer technischen Barriere zugeordnet. Im Konzept des multiplen ewG soll die Einschlusswirkung durch eine aufeinander folgende Kombination von Wirtsgesteinseigenschaften und technischen Barrieren erreicht werden. Im Konzept mit überlagerndem ewG wird die maßgebliche Einschlussfunktion einer geologischen Barriere zugeordnet. Das modifizierte KBS-3 Konzept basiert auf den Planungen für Endlager im Kristallingestein in Schweden und Finnland (KBS-3 Konzept). Die Einschlusswirksamkeit im für deutsche Verhältnisse und Anforderungen modifizierten Konzept soll in der Hauptsache durch den Endlagerbehälter selbst hergestellt werden, der mechanisch und hydraulisch durch einen Bentonitbuffer geschützt in einem vertikalen Bohrloch eingelagert wird. In Anlehnung an den in Deutschland verwendeten ewG Gedanken spricht man hier von einem ewB (einschlusswirksamen Bereich), da das Gebirge keine Einschlussfunktion übernimmt. Die wesentlichen TEC-20-2017-AB 199 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zusammenfassung und Ausblick Unterschiede zum skandinavischen KBS-3-Konzept bestehen einerseits im Innenbehälter des Abfallgebindes. Die vorgesehene Brennstabkokille ist für die Aufnahme von MOXBrennelementen ausgelegt, welche weder in Finnland noch in Schweden im Abfallmengengerüst auftauchen, aber eine sehr starke Wärmeentwicklung aufweisen und besondere Anforderungen hinsichtlich der Kritikalitätssicherheit stellen. Wie im KBS-3-Konzept wird die Brennstabkokille mit einem Außenbehälter aus Kupfer von 5 cm Stärke ummantelt. Andererseits befindet sich oberhalb des Einlagerungsbohrlochs ein Widerlager, um dem Quelldruck des Bentonitbuffers zu widerstehen und diesen so an Ort und Stelle zu halten. Das KBS-3Konzept verlässt sich hierzu auf das Verfüllmaterial der Bohrlochüberfahrungsstrecke, was modelltheoretisch Nachteile aufweist und auch nicht für einen Nachweiszeitraum von einer Million Jahre konzipiert wurde. Im Konzept mit multiplem ewG wird die Einschlusswirksamkeit in mehreren Gebirgsbereichen hergestellt, die als ewG ausgewiesen werden können. Es wird nicht erwartet, dass im Kristallingestein ein einzelner ewG von ausreichender Größe darstellbar sein wird, um das gesamte Abfallvolumen aufzunehmen. Demnach müssen die Abfälle auf mehrere im Wirtsgestein räumlich verteilte ewGs aufgeteilt werden. Allerdings müssen die als ewG geeigneten Bereiche ausreichend groß sein, um die Einlagerungsbohrlöcher und Streckenverschlüsse der den ewG durchörternden Richtstrecken aufzunehmen. Diese Streckenverschlüsse sollten redundant und diversitär aufgebaut sein, wodurch ihr Platzbedarf recht hoch ausfällt. Deshalb wird ein Teil der Einschlussfunktion auf den Endlagerbehälter übertragen. Die verwendete Brennstabkokille wird mit einer 5 mm starken Kupferschicht ummantelt und wird damit Teil des redundanten und diversitären Barrierensystems. Auf einen Bentonitbuffer wird aufgrund der im ewG vorauszusetzenden hohen Qualität des Wirtsgesteins verzichtet. Stattdessen sorgen ein Bohrlochliner und eine Sandverfüllung für kurzfristigen mechanischen Schutz und Lagestabilität des Abfallgebindes im Bohrloch. Die Abfälle aus Versuchs-, Prototyp- und Forschungsreaktoren werden in Strecken in ebenfalls kupferummantelten CASTOR®- Behältern endgelagert. Eine wesentliche Anforderung dieses Konzepts ist die Funktionsdauer der Streckenverschlüsse von einer Million Jahre. Beim Konzept des überlagernden ewG wird die Einschlussfunktion des Endlagers durch überlagernde Sedimentgesteine mit geringer hydraulischer Leitfähigkeit (z. B. Tone, Salze) sowie durch die Schacht- oder Rampenverschlüsse gewährleistet. Das Wirtsgestein übernimmt keinerlei Einschlussfunktion. Deshalb ist neben einer ausreichend vertikalen auch eine große horizontale Ausdehnung der überlagernden Sedimente notwendig, um eine Radionuklidmigration um den ewG herum auszuschließen. In diesem Konzept ist vorgesehen, die ausgedienten Brennelemente und radioaktiven Abfälle in POLLUX®-artigen Behältern, CASTOR®-Behältern sowie in Gussbehältern Typ II (MOSAIK®-Behältern) in Strecken im kristallinen Wirtsgestein einzulagern. Die Bergbarkeit der Behälter wird durch Behinderung des Zutritts von korrodierenden Lösungen zum Behälter mit Hilfe eines Bentonit/Sand Buffers gesichert. Für alle Einlagerungskonzepte wurden schließlich exemplarisch Grubengebäude entworfen, in denen die entsprechenden Abfallgebinde für das gesamte Abfallmengengerüst unter Berücksichtigung einer maximalen Auslegungstemperatur von 100 °C Platz finden. Als Referenzmethode wurde Bohren und Sprengen aufgrund ihrer Flexibilität in unterschiedli- FKZ 02E11112 Abschlussbericht 200 TEC-20-2017-AB Zusammenfassung und Ausblick chen Gesteinen und in der Streckenführung sowohl für das Abteufen von Schächten und Rampen als auch für den Streckenvortrieb ausgewählt. Vor allem Gebirgsanker und Spritzbeton kommen als Ausbaumaterialien zum Einsatz, die je nach Standfestigkeit des Gebirges in unterschiedlicher Art und Menge ausgewählt werden können. Voraussetzung für die Entwicklung der Querschnitte der einzelnen Grubenbaue waren im Wesentlichen die Vortriebstechnik und die zum Grubenbau gehörigen technischen Einrichtungen, insbesondere die Technologie zum Transport und zur Einlagerung von Abfallgebinden sowie zum Transport von Personal und Material. Die Transporttechnologien für Abfallgebinde basieren auf dem Stand der Technik und umfassen Schachtförderanlagen, Zahnradbahnen und Seilbahnen in Rampen und Wendeln sowie elektrische Grubenlokomotiven für den horizontalen Streckentransport. Die Einlagerungstechnik orientiert sich ebenfalls an bekannten Lösungen für die vertikale Bohrlochlagerung und Streckenlagerung. Konstruktiv notwendige Anpassungen wurden aufgezeigt, in diesem Vorhaben jedoch nicht durchgeführt. Die schließlich entworfenen Querschnitte der Grubenbaue werden nicht alle zugleich in einem Endlagerkonzept Verwendung finden. Stattdessen können sie in Zukunft als eine Art Baukasten dienen, um den Planungsprozess zu beschleunigen. Die Zusammenstellung verschiedener Grubenbautypen zu Grubengebäuden wurde exemplarisch für alle drei Einlagerungskonzepte durchgeführt. Es stellte sich heraus, dass der Flächenbedarf unter Tage für die Streckenlagerung im Konzept des überlagernden ewG (ca. 7,5 km²) ungefähr doppelt so hoch ausfällt wie für die beiden anderen Konzepte. Dabei wird der Flächenbedarf stark durch Anzahl und Verteilung von Störungen im Wirtsgestein beeinflusst, die in allen Konzepten nach Möglichkeit nicht durchörtert werden. Gerade im Konzept des überlagernden ewG ist zur Verringerung des Flächenbedarfs eine Erhöhung der Auslegungstemperatur denkbar, da der temperaturempfindliche Bentonitbuffer keine langzeitrelevante Einschlussfunktion übernimmt. Auch wurde in diesem Konzept ein Grubengebäude mit außen liegenden Richtstrecken gewählt, zwischen denen die Einlagerungsfelder liegen. In den beiden Konzepten mit vertikaler Bohrlochlagerung (modifiziertes KBS-3-Konzept und multipler ewG) dagegen liegen die Richtstrecken innen und die Bohrlochüberfahrungsstrecken gehen von ihnen direkt als Blindstrecken ab. Durch Variation der Länge der Bohrlochüberfahrungsstrecken kann diese Art des Grubengebäudes flexibel auf Störungszonen reagieren und nutzt die zur Verfügung stehende Fläche effizient. In keinem der Grubengebäude wurde eine Rampe oder Wendel als Tageszugang genutzt. Für die Wahl zwischen Schacht und Rampe in einer Teufenlage von ca. 600 m gibt in diesem generischen Ansatz keine zwingenden Gründe für das eine oder andere. Aufgrund des größeren bergbaulichen Erfahrungsschatzes mit Schächten in Deutschland und der Vorteile in noch größeren Teufen wurde der Schachtförderung der Vorzug gegeben. Gerade für das Konzept der sedimentären Überdeckung wäre aber zu prüfen, inwieweit der Verschluss einer Rampe oder Wendel im sedimentären Deckgebirge gegenüber Schachtverschlüssen Vorteile für die Einschlussfunktion des Endlagers bieten kann. Im Konzept des multiplen ewG wiederum wurde auch vertikaler Versatz zwischen einzelnen ewG angenommen. Die entsprechenden ewG werden durch Rampen erschlossen. Die Zeit- und Kostenschätzung für Endlager entsprechend der drei Konzepte geht von einer Standortfestlegung als Voraussetzung aus. Neben Bau, Betrieb und Verschluss der Endlager wurde ebenfalls der Bau, Betrieb und Rückbau einer Konditionierungsanlage betrachtet. Für TEC-20-2017-AB 201 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zusammenfassung und Ausblick beide Anlagen wurden auf Basis von Planungen der SKB 10 Jahre für die Genehmigung, 10 Jahre für den Bau und 40 Jahre für den Betrieb angenommen. Der Verschluss des Endlagers dauert etwa 18 Jahre, der Rückbau der Konditionierungsanlage 8 Jahre. Als Methode der Kostenschätzung wurde ein Bottom-up Ansatz im Sinne der Summierung von Einzelkosten aufgrund der Vielzahl von Unsicherheiten und aufgrund der geringen Planungstiefe der Endlagerkonzepte als zu fehlerbehaftet verworfen. Stattdessen basiert die Schätzung, wie von der IAEA empfohlen, auf Analogschlüssen zu Kostenschätzungen eines weiter fortgeschrittenen Endlagerprogramms, in diesem Vorhaben dem der SKB. Zunächst wurden die Angaben der SKB auf die nationalen Randbedingungen in Deutschland hin normiert. Aufgrund des Fortschritts des Endlagerprogramms in Schweden sind schon Kosten seit der dortigen Standortentscheidung angefallen. Im ersten Schritt erfolgte deshalb eine Rückrechnung der Kosten auf den Zeitpunkt der Standortentscheidung. Weiterhin sind die Abfallmengen in Schweden geringer als in Deutschland. Demnach wurden Kosten, die von der Menge der Abfallgebinde abhängen, entsprechend hochgerechnet. Im letzten Schritt der Normierung fand eine Anpassung der Kosten an das nationale Kostenniveau der Kernergiebranche statt. Erst dann wurden Differenzbetrachtungen angestellt, die die Unterschiede der in diesem Vorhaben entwickelten Konzepte zu denen des schwedischen KBS-3-Konzepts in Kosten abbilden. Die wesentlichen Parameter sind die Anzahl der Endlagerbehälter, der Bentonitbedarf und das Ausbruchvolumen je Abfallgebinde. Die ermittelten Gesamtkosten für Konditionierung und Endlagerung ergeben ca. 16 (multipler ewG), 16,8 (modifiziertes KBS-3Konzept) und 18,4 (überlagernder ewG) Milliarden € mit der Preisbasis Januar 2016. Das Kostenniveau der für die deutschen Verhältnisse entworfenen Endlagerkonzepte im Kristallin liegt damit deutlich über den Rückstellungsansätzen der Energieversorgungsunternehmen für den Bau und Betrieb eines Endlagers für hochradioaktive Abfälle. Die gesamten Rückstellung betragen 17 Mrd. € inklusive der Zwischenlagerung und dem Endlager für mittelund schwachradioaktive Abfälle Schacht Konrad. Mit dem vorliegenden Vorhaben wurde ein Kompendium technischer Lösungen für den Bau und Betrieb eines Endlagers für hochradioaktive Abfälle im Kristallingestein geschaffen, um damit weitere Forschung und Entwicklung mit dem Ziel des langzeitsicheren Einschlusses dieser Abfälle in einer Kristallingesteinsformation zu ermöglichen. Dabei wurde an vielen Stellen darauf verwiesen, dass der aktuelle Stand des Wissens für endgültige Festlegungen nicht ausreichend ist. Aus diesem Grund sind viele Bestandteile der vorliegenden Planungen als Arbeitshypothesen oder vorläufige Vorschläge zu verstehen. Weiteren Forschungsbedarf, der in diesem Vorhaben besonders augenfällig geworden ist, fasst die folgende Liste kurz zusammen: Erkundung von Kristallingesteinsformationen in Deutschland, besonders mit Blick auf o Gesteinsparameter o Standfestigkeit o Größe, Anordnung und Eigenschaften der Klüfte o Hydrochemie der angetroffenen Lösungen (mit besonderem Blick auf die Wahl von Kupfer als korrosionsbeständiger Hülle der Endlagerbehälter) Transport- und Einlagerungstechnik: Viele der technischen Lösungen sind Stand der Technik, teilweise seit Jahrzehnten. Eine Modernisierung, zumindest auf konzeptio- FKZ 02E11112 Abschlussbericht 202 TEC-20-2017-AB Zusammenfassung und Ausblick neller Ebene, könnte insbesondere den Hohlraumbedarf reduzieren. Dies könnte sich positiv auf die Langzeitsicherheit und die Endlagerkosten auswirken. Bohrtechnik: Die Technologie zum Bohren der Einlagerungsbohrlöcher existiert bislang als Prototyp in Schweden. Aufgrund der unterschiedlichen Anforderungen und Ansätze an die Einschlusswirksamkeit und damit das Wirtsgestein im Nahfeld der Abfallgebinde sind eigene Entwicklungsarbeiten zu empfehlen. Konzept mit multiplen ewG: Da sich die Versagenswahrscheinlichkeiten der Verschlüsse einzelner ewG addieren, ist mit Blick auf das Sicherheits- und Nachweiskonzept zu entscheiden, ab welcher Anzahl bzw. Größe der ewG dieses Konzept sinnvoll zu verfolgen bzw. zu verwerfen ist. Konzept mit überlagerndem ewG: Es sollte untersucht werden, welche Ausdehnung des überlagernden ewGs mindestens notwendig ist, damit die Einschlussfunktion garantiert werden kann und ob entsprechende Formationen in Deutschland prinzipiell existieren. Die Konzepte mit multiplem ewG und mit sedimentärer Überdeckung verlassen sich für die Einschlussfunktion des Endlagers im Nachweiszeitraum auf Streckenverschlüsse bzw. Schacht-/Rampenverschlüsse. Diese müssen eine Funktionsdauer von einer Million Jahre gewährleisten. Bislang wurde in Endlagerkonzepten in den Wirtsgesteinen Salz und Ton ein Versagen geotechnischer Bauwerke nach 50.000 Jahren unterstellt. Demnach ist zu prüfen, wie Verschlussbauwerke für den Nachweiszeitraum gestaltet und nachgewiesen werden können. Mit Blick auf die Langzeitsicherheit muss weiterhin geprüft werden, ob der Verschluss eines Tageszugangs in Form einer Rampe oder Wendel im Konzept der sedimentären Überdeckung vorteilhaft ist gegenüber einem Schachtverschluss. In Konzept des multiplen ewG ist in Bezug auf die geotechnischen Barrieren zu analysieren, welche hydraulischen Anforderungen an die einzelnen Barrierekomponenten zu stellen sind, damit insbesondere das Advektions-Kriterium im Strecken- und Schachtsystem eingehalten werden kann. In diesem Vorhaben wird eine Auslegungstemperatur von 100° C für alle Einlagerungskonzepte als Arbeitshypothese angenommen. Inwiefern eine Überschreitung von 100° C in den verschiedenen Konzepten zulässig und sinnvoll sein kann, sollte im Rahmen des noch zu entwickelnde Sicherheits- und Nachweiskonzepts überprüft werden. Im Konzept mit sedimentärer Überdeckung und im Falle des Verzichts auf einen tonbasierten Buffer erscheint dies eine brauchbare Option zur Verkleinerung der Einlagerungsbereiche. Letzteres wäre insbesondere für das multiple ewG Konzept sehr vorteilhaft. TEC-20-2017-AB 203 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Zusammenfassung und Ausblick FKZ 02E11112 Abschlussbericht 204 TEC-20-2017-AB Abbildungsverzeichnis Abbildungsverzeichnis Abbildung 2-1: Abbildung 5-1: Tiefenlage des Grundgebirges in der Bundesrepublik Deutschland /Reinhold 2005/ 12 Wahrscheinlichkeitsfunktionen von Produktionsfehlern (linke Ordiante) und des Erkennens dieser (rechte Ordinate) in Abhängigkeit von der Fehlerlänge bei Kupferbehältern (Abszisse) /SKB 2003a/ 33 Abbildung 6-1: Behälter des KBS-3-Konzeptes mit Nut für die Einlagerungsvorrichtung 43 Abbildung 6-2: Brennstabkokille (BSK) 44 Abbildung 6-3: Rückholbare Kokille für die vertikale Bohrlochlagerung im Wirtsgestein Salz in Deutschland 47 CASTOR® THTR/AVR mit zwei Stalkannen für AVR-BE und einer Stahlkanne für THTR-BE (links) und CASTOR® KNK mit PhenixBüchsen (rechts) 49 Abbildung 6-5: CASTOR® MTR 2 50 Abbildung 6-6: Skizze eines POLLUX®3-BE 52 Abbildung 6-7: Technische Zeichnung eines POLLUX®-9 Behälters 53 Abbildung 6-8: Gussbehälter Typ II 55 Abbildung 7-1: Gebirgsklassifikation nach /SKB 2009/ 63 Abbildung 7-2: Klassifikation des Gebirgsverhaltens /SKB 2009/ 63 Abbildung 7-3: Kombination der Klassifikationen /SKB 2009/ 64 Abbildung 7-4: Graphische Darstellung des Zusammenhangs zwischen Q-System Wertung und empfohlenen Ausbausystemen 65 Zusammenfassung der Ausbautypen am Standort Forsmark /SKB 2009/ 67 Abbildung 7-6: Injektionsgut in klüftigem Gebirge nach EN 12715 69 Abbildung 7-7: Arbeitssschritte im Bohr- und Sprengzyklus nach /Heiniö 1999/ 70 Abbildung 7-8: Bohrkopf für sehr hartes, abrasives Gestein /Atlascopco 2017/ 70 Abbildung 7-9: Zusammenhang von Abschlaglänge und Querschnittsfläche des Grubenbaus /Maidl 2013/ 71 Abbildung 6-4: Abbildung 7-5: Abbildung 7-10: Doppelschild- TBM mit Schneidrollen („Disc Rollers“) für sehr hartes, abrasives Gestein /Herrenknecht 2017/ 74 Abbildung 7-11: Bohr- und Sprengzyklus im Schachtabteufen 78 Abbildung 7-12: Schritte des Bohrverfahrens der Prototyp- Bohranlage nach /POSIVA 2017b/ 82 Abbildung 8-1: TEC-20-2017-AB Beispielhafte Darstellung einer Schachtförderanlage für Gebindetransport 205 86 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Abbildungsverzeichnis Abbildung 8-2: Abbildung 8-3: Abbildung 8-4: Abbildung 8-5: Abbildung 8-6: Abbildung 8-7: Konzeptzeichnung der Positionierung des LECA shock absorbers /POSIVA 2012b/ 87 Prinzip Schema des Cigéo Standseilbahnprojekts von POMA / ANDRA /POMA 2014/ 90 Typenskizze Zugkomposition mit Zahnradlokomotive und Transportwagen /Wieser 2014/ 93 Batterie Lokomotive mit Energieteil (links) und Plateauwagen mit Transferbehälter (rechts) /Filbert 2010/ 95 Schemazeichnung Plateauwagen mit POLLUX- Behälter /Engelmann 1995/ 97 Beispielhafter SKW und Tieflader zur Haufwerksaufnahme und zum Transport 97 Abbildung 8-8: Prototyp der Einlagerungsvorrichtung (ELV) am Versuchsstand, /Filbert 2010/ 99 Abbildung 8-9: Bohrlochschleuse, /Filbert 2010/ 99 Abbildung 8-10: Skizze Bohrlochkeller alt (links) und Bohrlochkeller für modifiziertes KBS-3-Konzept (rechts) 100 Abbildung 8-11: Versuchsstand zur Demonstration der Streckenlagerung von POLLUX®-Behältern (Engelmann 1995) 102 Abbildung 8-12: Darstellung mELVIS im angehobenen Zustand, mit Behälter /Herold 2016b/ 103 Abbildung 9-1: Verfüll- und Verschlusskonzept für das geplante Endlager im Granit in Schweden, Grubengebäude /SKB 2010g/ 106 Abbildung 9-2: Einlagerungsschema für das Bohrlochlagerungskonzept Typ 1 (modifiziertes KBS-3-Konzept) 107 Abbildung 9-3: Konstruktiver Entwurf des schwedischen Verschlussbauwerkes für die Einlagerungsstrecken (DOMPLU) /SKB 2010f/, /SKB 2015a/ 112 Abbildung 9-4: Verfüllung von übertägigen Erkundungsbohrungen /SKB 2010e/ 115 Abbildung 9-5: Verfüll- und Verschlusskonzept für Rampe und Schächte eines Endlagers im Granit /SKB 2010g/ 117 Abbildung 9-6: Schematische Darstellung des Verfüll- und Verschlusskonzeptes für das Konzept der multiplen ewG. Verschlussbauwerke: Versatz: ewG: Abbildung 9-7: 118 Einlagerungsschema für das Bohrlochlagerungskonzept Typ 2 (multipler ewG) 120 Abbildung 9-8: Konzeptioneller Entwurf eines Abdichtmoduls für Einlagerungsstrecken /Jobmann 2016a/ 126 Abbildung 9-9: Schematische Darstellung des Verfüll- und Verschlusskonzeptes für FKZ 02E11112 Abschlussbericht 206 TEC-20-2017-AB Abbildungsverzeichnis das Konzept mit überlagerndem ewG. Versatz: Buffer: POLLUX-Behälter: 129 Abbildung 9-10: Einlagerungsschema für das Streckenlagerungskonzept (überlagernder ewG) 130 Abbildung 9-11: Schematische Darstellung eines Schachtverschlusses mit Dichtelement im Tonstein des ewG 135 Abbildung 9-12: Schematische Darstellung des Gorleben-Schachtverschlusskonzeptes /GRS 2012a/ 138 Abbildung 9-13: Barrieren im Bereich hoch transmissiver Zonen /SKB 2010g/ 142 Abbildung 10-1: Schematische Darstellung des lichten Querschnitts und des zusätzlichen Ausbruchs nach /SKB 2010d/ 144 Abbildung 10-2: Berechnungsmodell 147 Abbildung 10-3: Thermische Leistung eines Brennelementes in Abhängigkeit von der Zeit, beladungsäquivalent zu einem DWR-BE 149 Abbildung 10-4: Zeitliche Temperaturverläufe am Auslegungungspunkt 151 Abbildung 10-5: Antwortfläche der Auslegungsrechnungen 152 Abbildung 10-6: Draufsicht der Antwortfläche 152 Abbildung 10-7: Temperaturverläufe über die Zeit 153 Abbildung 10-8: Verhältnis von Streckenabstand zur Temperatur bei einem Behälterabstand von einem Meter 154 Abbildung 10-9: Schematische Darstellung des Grubengebäudes 159 Abbildung 10-10:Schematische Darstellung von Auffahrung und Einlagerung entlang der Richtstrecken (schwarze gestrichelte Strecken werden aufgefahren) 161 Abbildung 10-11: Generisches Grubengebäude des modifizierten KBS-3-Konzepts 164 Abbildung 10-12: Generisches Grubengebäude für das Einlagerungskonzept mit multiplen ewGs 166 Abbildung 10-13: Vergleich des Flächenbedarfs; rot/links: modifiziertes KBS-3 Konzept, blau/rechts: multipler ewG 167 Abbildung 10-14: Variante mit drei Richtstrecken 168 Abbildung 10-15: Schematische Darstellung des Grubengebäudes (schwarze gestrichelte Strecken werden aufgefahren) 169 Abbildung 10-16: Schematische Darstellung der Einteilung des Grubengebäudes in Strahlenschutzbereiche 170 Abbildung 10-17: Generisches Grubengebäude für das Konzept überlagernder ewG 172 Abbildung 10-18: Variante mit drei Richtstrecken 173 Abbildung 10-19: Ideallisierte Verhältnisse in den Einlagerungsstrecken am Beispiel TEC-20-2017-AB 207 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Abbildungsverzeichnis Auffahrung (größter Wetterverbraucher) 174 Abbildung 10-20: Lüfter- und Anlagenkennlinen für konstante Volumenstöme in Abhängigkeit der Streckenlänge und des Luttendurchmessers 175 Abbildung 10-21: Lüfterkennline (rot) und Anlagenkennlinen für verschiedene Auffahrungslängen und variirende Volumenströme 176 Abbildung 11-1: Zeitplan des Basisszenariums der SKB 182 Abbildung 11-2: Gegenüberstellung der geschätzten Kosten und wesentlichen Kostenbestandteile für die Konzeptvarianten: KBS-3-Konzept, modifiziertes KSB-3-Konzept, überlagernder ewG und multipler ewG 194 Abbildung 11-3: Gegenüberstellung der Behälteranzahl, des Hohlraumvolumens der Einlagerungsfelder insgesamt und je endzulagernden Behälter für die betrachteten Konzeptvarianten: KBS-3-Konzept, modifiziertes KSB-3Konzept, überlagernder ewG und multipler ewG 195 Abbildung 11-4: Gegenüberstellung der von der Behälteranzahl unabhängigen fixen Endlagerkosten und der von der Behälteranzahl abhängigen variablen Endlagerkosten, darunter variable Kosten für Endlagerbetrieb und Reinvestition, für Errichtung und Versatz bzw. Verschluss der Einlagerungsfelder sowie sonstige variable Endlagerkosten 196 FKZ 02E11112 Abschlussbericht 208 TEC-20-2017-AB Tabellenverzeichnis Tabellenverzeichnis Tabelle 2-1: Gesteinsmechanische Parameter für vier Hauptgesteine des Felslabors Grimsel. Werte mit Standardabweichungen, in Klammern Werteanzahl, in eckigen Klammer Testparameter /Weitkamp 2016/. 13 Tabelle 2-2: E-Modul und Poissonzahl für vier Hauptgesteinstypen des Untertagelabors Äspö, gewonnen aus von der Oberfläche bzw. aus Stollen entnommenen Bohrkernen 14 Thermische Parameter für vier Hauptgesteinstypen des Untertagelabors Äspö 14 Gesteinsmechanische Parameter des Äspö-Diorits (Labortests an Bohrkernen aus den TASQ-, TBM- und ZEDEX-Stollen, wenn nicht anders erwähnt) 15 Gesteinsmechanische Parameter für die Hauptgesteinstypen des Untertagelabors Onkalo 16 Darstellung der §§3 und 4 der KlimaBergV für Bergwerke außerhalb des Salzbergbaus 22 Mengengerüst der ausgedienten Brennelemente aus den Leistungsreaktoren /GRS 2011a/ 26 Mengengerüst der ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren 27 Mengengerüst der Wiederaufarbeitungsabfälle ausgedienter Brennelemente aus den Leistungsreaktoren 28 Bestandteile eines beispielhaften DWR-Brennelementes mit zugehörigen Werkstoffen und Massen 29 Bestandteile der Strukturteile eines beispielhaften DWRBrennelementes mit zugehörigen Werkstoffen und Massen 29 Tabelle 6-1: Abmessungen und Masse der BSK-Cu 45 Tabelle 6-2: Abmessungen und Masse des Transferbehälters 46 Tabelle 6-3: Abmessungen und Masse der BSK-Cu 47 Tabelle 6-4: Abmessungen und Masse der CASTOR®-Behälter für die ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und Prototyp-Kernkraftwerken und Forschungsreaktoren 51 Tabelle 6-5: Abmessungen und Masse der POLLUX®-Behälter 54 Tabelle 6-6: Abmessungen und Masse der CASTOR®-Behälter ohne Kupfer für die ausgedienten Brennelemente aus Versuchs- und PrototypKernkraftwerken und Forschungsreaktoren 54 Abmessungen und Masse des Gussbehälter Typ II-Cu 55 Tabelle 2-3: Tabelle 2-4: Tabelle 2-5: Tabelle 3-1: Tabelle 4-1: Tabelle 4-2: Tabelle 4-3: Tabelle 4-4: Tabelle 4-5: Tabelle 6-7: TEC-20-2017-AB 209 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Tabellenverzeichnis Tabelle 6-8: Anzahl der Endlagerbehälter für das modifizierte KBS-3-Konzept 56 Tabelle 6-9: Anzahl der Endlagerbehälter für das Konzept "multipler ewG" 57 Tabelle 6-10: Anzahl der Endlagerbehälter für das Konzept "überlagernder ewG" 58 Tabelle 6-11: Gesamtmasse und -volumen der Endlagerbehälter für das modifizierte KBS-3-Konzept 58 Gesamtmasse und -volumen der Endlagerbehälter für das Konzept "multipler ewG" 58 Gesamtmasse und -volumen der Endlagerbehälter für das Konzept "überlagernder ewG" 59 Tabelle 6-12: Tabelle 6-13: Tabelle 7-1: Einaxiale Druckfestigkeiten der untersuchten Gesteine in Grimsel, Äspö und Onkalo (s. Kapitel 2) 61 Tabelle 7-2: Zusammenfassung von Erfahrungen beim Sprengvortrieb (SKB) /SKB 2007/ 73 Gewichtsklasssen von Teilschnittmaschinen und für deren Einsatz typische Gesteinsfestigkeiten /Heiniö 1999/ 74 Aus thermischen Randbedinungen ermittelte Mindestabstände der Abfallgebinde 146 Tabelle 10-2: Materialkennwerte 148 Tabelle 10-3: Vergleich Schacht Rampe in internationalen Konzepten /SKB 2003b/ /ANDRA 2017/, /POSIVA 2017a/, /SKB 2017b/, /NAGRA 2017/ 156 Tabelle 7-3: Tabelle 10-1: Tabelle 11-1: Schätzung erwarteter Kosten für drei Szenarien ab 2018 zur Preisbasis 2016 in Mio. SEK 182 Tabelle 11-2: Kostenschätzung Basisszenarium SKB, aufgeteilt in von der Behälteranzahl unabhängige fixe und der Behälteranzahl proportionale variable Kosten in Mio. SEK, Preisbasis Januar 2016 183 Tabelle 11-3: Hochrechnung der SKB-Kostenschätzung auf das deutsche Abfallmengengerüst in Mio. SEK, Preisbasis Januar 2016 184 Tabelle 11-4: Hochrechnung/Referenzkostenschätzung für deutsche HAW-Endlager im Kristallingestein mit KBS-3-artigen Behältern in Mio. €, Preisbasis Januar 2016 186 Tabelle 11-5: Hochrechnung der Behälter- und Konditionierungskosten bei Verwendung der rückholbaren Kokillen mit 5 cm Kupferummantelung in Mio. €, Preisbasis Januar 2016 187 Tabelle 11-6: Hochrechnung der Behälter-, Konditionierungs- und Endlagerkosten für das modifizierte KBS-3-Konzept in Mio. €, Preisbasis Januar 2016 189 Tabelle 11-7: Hochrechnung der Kosten für die Bohrlochlagerung mit multiplen ewGs im Kristallin, Preisbasis Januar 2016 190 Tabelle 11-8: Hochrechnung der Behälter- und Konditionierungskosten für das FKZ 02E11112 Abschlussbericht 210 TEC-20-2017-AB Tabellenverzeichnis Streckenlagerungskonzept mit überlagerndem ewG, Preisbasis Januar 2016 192 Tabelle 11-9: TEC-20-2017-AB Hochrechnung der Kosten für das Streckenlagerungskonzept mit überlagerndem ewG, Preisbasis Januar 2016 211 193 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Tabellenverzeichnis FKZ 02E11112 Abschlussbericht 212 TEC-20-2017-AB Abkürzungsverzeichnis Abkürzungsverzeichnis BE BfS BGR BMU BMUB BSKCu BSK-RCu DBE DWR ELV ELVIS mELVIS EVU HAW KB KTA NWMO RN RQD-Index SEK SKB SKW SWR TBM TSM THM TLB TSM ÜB TEC-20-2017-AB Brennelement Bundesamt für Strahlenschutz Bundesanstalt für Geowissenschaften und Rohstoffe Bundesministerium für Umwelt, Naturschutz und Reaktorsicherheit Bundesministerium für Umwelt, Naturschutz, Bau und Reaktorsicherheit Brennstabkokille (5 cm Kupfermantel) Rückholbare Brennstabkokille (5 mm Kupfermantel) Deutsche Gesellschaft für den Bau und Betrieb von Endlagern für Abfallstoffe mbH Druckwasserreaktor Einlagerungsvorrichtung Einlagerungsvorrichtung in Strecken Modifizierte Einlagerungsvorrichtung in Strecken Energieversorgungsunternehmen High Active Waste Kontrollbereich Kerntechnischer Ausschuss The Nuclear Waste Management Organisation (Kanada) Radionuklid Rock Quality Designation Index Schwedische Kronen Svensk Kärnbränslehantering AB (Schwedische Gesellschaft für Atomenergie- und Abfallverwaltung) Schwerlastkraftwagen Siedewasserreaktor Tunnelbohrmaschine Teilschnittmaschine thermo-hydro-mechanisch Transport- und Lagerbehälter Teilschnittmaschine Überwachungsbereich 213 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Abkürzungsverzeichnis FKZ 02E11112 Abschlussbericht 214 TEC-20-2017-AB Quellenverzeichnis Quellenverzeichnis ABBergGV 2012 AB-EBV 2016 ABVO 1966 AkEnd 2002 Amelung 2005 Anagnostou 2012 ANDRA 2005 ANDRA 2017 AtG 2015 Atlascopco 2017 BayBergV 2006 BBergG 2013 Becker 2014 Bertrams 2016 TEC-20-2017-AB Allgemeine Bundesbergverordnung vom 23. Oktober 1995 (BGBl. I S. 1466), zuletzt geändert durch Artikel 22 des Gesetzes vom 31. Juli 2009 (BGBl. I S. 2585) Ausführungsbestimmungen zur Eisenbahnverordnung (AB-EBV), Das Eidgenössische Departement für Umwelt, Verkehr, Energie und Kommunikation, Stand 01.07.2016 Allgemeine Bergverordnung über Untertagebetriebe, Tagebaue und Salinen vom 2. Februar 1966 (Nds. MBl. Nr. 15/1966 S. 337) Auswahlverfahren für Endlagerstandorte, Empfehlungen des AkEnd - Arbeitskreis Auswahlverfahren Endlagerstandorte, Köln, W&S Druck GmbH, 2002 Amelung, P., Jobmann, M., Lerch, C., Polster, M., Schonebeck, M.: Berechnungen zur Endlagerauslegung im Steinsalz und Tongestein - Eine vergleichende Gegenüberstellung, Präsentation auf dem Workshop "Gegenüberstellung von Endlagerkonzepten im Salz und Tonstein" (GEIST), Peine, 2005 G. Anagnostou, E. Pimentel: Zu den Felsklassifikationen mit Indexwerten im Tunnelbau, geotechnik 35 Heft 2, Ernst & Sohn Verlag, Berlin, 2012 Dossier 2005 Granite - Synthesis - Assets of granite formations for deep geological disposal.- Agence nationale pour la gestion des déchets radioactifs (ANDRA), Châtenay-Malabry, June 2005 http://www.andra.fr, Stand: August 2017 Gesetz über die friedliche Verwendung der Kernenergie und den Schutz gegen Gefahren (Atomgesetz – AtG) vom 23. Dezember 1959 (BGBl. I S. 814), in der Fassung der Bekanntmachung vom 15. Juli 1985 (BGBl. I S. 1565), zuletzt geändert durch Artikel 1 des Gesetzes vom 20. November 2015 (BGBl. I S. 2053) http://Atlascopco.com Stand: August 2017 Bayerische Bergverordnung (BayBergV) vom 6. März 2006 Bundesberggesetz vom 13. August 1980 (BGBl. I S. 1310), zuletzt geändert durch Artikel 4 Absatz 71 des Gesetzes vom 7. August 2013 (BGBl. I S. 3154). F. Becker, M. Zoll: Übersicht über den Stand der Technik zwangsgeführter Transportbahnen für den untertägigen Bergbau sowie deren Vernetzung mit Informationssystemen moderner Bergwerke mit Ausblick auf innovative Neuentwicklungen, 6. Kolloquium Fördertechnik im Bergbau, TU Clausthal, Clausthal-Zellerfeld, Januar 2014 N. Bertrams, W. Bollingerfehr: Maximale Teufe von Endlagern; Fachtagung „Kriterien für die Standortauswahl“; Berlin, 29.30.01.2016 215 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Quellenverzeichnis BGR 2007 BMU 2010b BMU 2010a BMUB 2013 BMUB 2015a BMUB 2015b BMUB 2015c Bollingerfehr 2014 Bräuer 1994 Breidung 2002 BVOESSE 2001 BVOS 2003 FKZ 02E11112 Abschlussbericht Bundesanstalt für Geowissenschaften und Rohstoffe (BGR): Untersuchung und Bewertung von Regionen mit potentiell geeigneten Wirtsgesteinsformationen, Hannover/Berlin, April 2007 Bundesministerium für Umwelt, Naturschutz und Reaktorsicherheit: Keine Zustimmung zum Transport bestrahlter ForschungsreaktorBrennelemente nach Russland, Pressemitteilung, Nr. 190/10, 06.12.2010 Bundesministerium für Umwelt, Naturschutz und Reaktorsicherheit: Sicherheitsanforderungen an die Endlagerung wärmeentwickelnder radioaktiver Abfälle, Berlin, 2010 Bundesministerium für Umwelt, Naturschutz, Bau und Reaktorsicherheit: Verzeichnis radioaktiver Abfälle, Bestand zum 31. Dezember 2013 und Prognose Bundesministerium für Umwelt, Naturschutz, Bau und Reaktorsicherheit: Programm für eine verantwortungsvolle und sichere Entsorgung bestrahlter Brennelemente und radioaktiver Abfälle (Nationales Entsorgungsprogramm), August 2015 Bundesministerium für Umwelt, Naturschutz, Bau und Reaktorsicherheit: Bericht des BMUB zur Entsorgung bestrahlter Brennelemente aus Forschungs-, Versuchs- und Demonstrationsreaktoren, 7. September 2015 Bundesministerium für Umwelt, Naturschutz, Bau und Reaktorsicherheit: Bericht über Kosten und Finanzierung der Entsorgung bestrahlter Brennelemente und radioaktiver Abfälle, BMUB, Berlin August 2015 W. Bollingerfehr, P. Herold, S. Dörr, W. Filbert: Auswirkungen der Sicherheitsanforderung Rückholbarkeit auf existierende Einlagerungskonzepte und Anforderungen an neue Konzepte (ASTERIX), Abschlussbericht, DBE TECHNOLOGY GmbH, Peine, Februar 2014 V: Bräuer, M. Reh, P. Schulz, P. Schuster, K.H. Sprado: Endlagerung stark wärmeentwickelnder radioaktiver Abfälle in tiefen geologischen Formationen Deutschlands, Untersuchung und Bewertung von Regionen in nichtsalinaren Formationen, Bundesanstalt für Geowissenschaften und Rohstoffe (BGR), Hannover; 1994 K.P. Breidung: Schachtverschlüsse für untertägige Deponien in Salzbergwerken. Forschungsvorhaben Schachtverschluss Salzdetfurth Schacht II, Abschlussbericht, K+S Aktiengesellschaft, Bad Salzdetfurth, 2002 Bekanntmachung der Neufassung der Bergverordnung für die Erzbergwerke, Steinsalzbergwerke und für die Steine- und ErdenBetriebe (BVOESSE) vom 1. Juni 1999 in der Fassung vom 01. Mai 2001 Bergverordnung für Schacht- und Schrägförderanlagen (BVOS) vom 15.10.2003 (Nds. MBl. S 769) 216 TEC-20-2017-AB Quellenverzeichnis Carlson 2007 Chandler 2002 DAUB 2010 DBE 1998 DBE 2006 DBETEC 2016 Dörr 2011 EBV 2016 Endlagerkommission 2016 Engelhardt 2011a Engelhardt 2011b TEC-20-2017-AB Carlson, L., Karnland, O., Oversby, V., Rance, A., Smart, N., Snellman, M.: Experimental studies of the interactions between anaerobically corroding iron and bentonite. Physics and Chemistry of the Earth, Volume 32, 2007 Chandler, N.A., Cornut, A., Dixon, D., Fairhurst, C., Hansen, F., Gray, M., Hara, K., Ishijima, Y., Kozak, E., Martino, J., Masumoto, K., McCrank, G., Sugita, Y., Thompson, P., Tillerson, J. & Vignal, B.: The five year report on the tunnel sealing experiment: An international project of AECL, JNC, ANDRA and WIPP, Chalk River: Atomic Energy of Canada Limited (AECL), AECL-12127, 2002 Deutscher Ausschuss für unterirdisches Bauen e.V.: Empfehlungen zur Auswahl von Tunnelvortriebsmaschinen (DAUB)/German Tunneling Committee (ITA-AITES), Stand 10/2010 Aktualisierung des Konzeptes "Endlager Gorleben", Deutsche Gesellschaft für den Bau und Betrieb von Endlagern für Abfallstoffe mbH (DBE), Peine, März 1998 DBE-Reisebericht vom 12.05.2006, Besprechung am 11.05.2006 bei GNS Essen, Datenblatt mit Angaben zu Werkstoffen und Massen eines DWR-BE DBE TECHNOLOGY GmbH, Gutachten. Flächenbedarf für ein Endlager für wärmeentwickelnde, hoch radioaktive Abfälle, September 2016 S. Dörr, W. Bollingerfehr, W. Filbert, M. Tholen: Status quo der Lagerung ausgedienter Brennelemente aus stillgelegten/rückgebauten deutschen Forschungsreaktoren und Strategie (Lösungsansatz) zu deren künftigen Behandlung/ Lagerung (LABRADOR), Abschlussbericht, DBE TECHNOLOGY GmbH, Peine, Dezember 2011 Verordnung über Bau und Betrieb der Eisenbahnen (EBV), Schweitzer Bundesrat, Stand 18.10.2016 Kommission Lager hoch radioaktiver Abfallstoffe: Ein faires und transparentes Verfahren für die Auswahl eines nationalen Endlagerstandortes der Lagerung hoch radioaktiver Abfallstoffe, Abschlussbericht, Verantwortung für die Zukunft, K-DRS 268, Berlin, 2016 H. Engelhardt, N. Müller-Hoeppe: Ermittlung der anfänglichen Porenraumsättigung vom Salzbeton Typ Asse und vom Sorelbeton A1 und Ca-Bentonit Typ Salzdetfurth, Memo, Vorläufige Sicherheitsanalyse Gorleben, Arbeitspaket 9.1.2, DBE TECHNOLOGIE GmbH, Peine, 2011 H. Engelhardt, M.Jobmann, N. Müller-Hoeppe: Materialspezifikationen für Dichtelemente für die Planung von Schacht- und Streckenverschlüssen, Memo, Vorläufige Sicherheitsanalyse Gorleben, Arbeitspaket 9.1.2, DBE TECHNOLOGIE GmbH, Peine, 2011 217 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Quellenverzeichnis Engelmann 1994a Engelmann 1994b Engelmann 1995 EPA 1997 Filbert 2008 Filbert 2010 Filbert 2017 Gatabin 2008 Gaudin 2009 FKZ 02E11112 Abschlussbericht H.J. Engelmann, W.Filbert et al.: Direkte Endlagerung ausgedienter Brennelemente DEAB, Simulation des Schachttransports, Abschlussbericht (T 41), Deutsche Gesellschaft für den Bau und Betrieb von Endlagern für Abfallstoffe mbH (DBE), Peine, März 1994 H.J. Engelmann, W. Filbert, C. Schrimpf, R. van Hecke, R. Leicht, B. Schaub: Direkte Endlagerung ausgedienter Brennelemente DEAB, Simulation des Schachttransports, Probilistische Sicherheitsanalyse einer Schachtförderanlage bis 85 t (TA 11), Deutsche Gesellschaft für den Bau und Betrieb von Endlagern für Abfallstoffe mbH (DBE), Peine, März 1994 H.J. Engelmann, W.Filbert et al.: Direkte Endlagerung ausgedienter Brennelemente (DEAB) - Handhabungsversuche zur Streckenlagerung T60, Deutsche Gesellschaft für den Bau und Betrieb von Endlagern für Abfallstoffe mbH (DBE), Peine, 1995 United States Environmental Protection Agency: U.S. EPA´s Hardrock Mining Framework Appendix B: Potential Environmental Impacts of Hardrock Mining, Washington D.C., 1997 W. Filbert, M. Pöhler: Überprüfung und Bewertung des Instrumentariums für eine sicherheitliche Bewertung von Endlagern für HAW (ISIBEL), AP2: Bewertung der Betriebssicherheit, DBE TECHNOLOGY GmbH, Peine, 2008 W. Filbert, W. Bollingerfehr, M. Heda, C. Lerch, J. Niehues, M. Pöhler, J. Schulz, T. Schwarz, M. Toussaint, J. Wehrmann: Optimization of the Direct Disposal concept by Emplacing SF Canisters in Boreholes, Final Report, DBE TECHNOLOGY GmbH, Peine, 2010 W. Filbert, R. Gasull, S. Prignitz: Sicherheitstechnische Untersuchungen zum Schachttransport schwerer Lasten bis zu 175 t Nutzlast (SULa), Abschlussbericht, DBE TECHNOLOGY GmbH, Peine, 2017 Gatabin, C., Guyot, J.L., Resnikow, S., Bosgiraud, J.M., Lone, L. & Seidler, W.: ESDRED Project Module 1. From Bentonite Powder to EB Units: an industrial Process. Int. Tech. Conf. on the Pract. Aspects of Deep Geolog. Disposal of Radioactive Waste, Prague, Czech Republic, June 16-18 2008. Gaudin, A., Gaboreau, S., Tinseau, E., Bartier, D., Petit, S., Grauby, O.: Mineralogical reaction in the Tournemire argillite after in-situ interaction with steels, Applied Clay Sc. 43, 2009 218 TEC-20-2017-AB Quellenverzeichnis GNB 1998 Grimscheid 2005 Grimscheid 2008 GRS 2010 GRS 2011a GRS 2011b GRS 2011c GRS 2012a GRS 2012b GRS 2012c GRS 2013 Heiniö 1999 TEC-20-2017-AB Gesellschaft für Nuklearbehäler mbH (GNB): Transportbehälterlager Gorleben (TBL-G), Antrag zur Aufbewahrung von Kernbrennstoffen und sonstigen radioaktiven Stoffen in Transportund Lagerbehältern im Transportbehälterlager Gorleben, Thermische Auslegung des Transport-, Lager- und Endlagerbehälters POLLUX-10 DWR- / 30 SWR-BE für den bestimmungsgemäßen Betrieb im Lager. GNB B 010/96, Rev. 1. Gesellschaft für NuklearBehälter (GNB) mbH, Essen, 1998, unveröffentlicht. Grimscheid, G.: Leistungsermittlungshandbuch für Baumaschinen und Bauprozesse, Springer Verlag, Berlin, 2005 Grimscheid, G.: Baubetrieb und Bauverfahren im Tunnelbau, Ernst & Sohn Verlag, Berlin, 2008 Gesellschaft für Anlagen- und Reaktorsicherheit (GRS): Analyse betrieblicher Erfahrungen und ihrer Bedeutung für das Anlagenkonzept und den Betrieb eines Endlagers für wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle, GRS-A-3613, Köln, 2010. Gesellschaft für Anlagen und Reaktorsicherheit (GRS): Abfallspezifikation und Mengengerüst, Basis Ausstieg aus der Kernenergienutzung (Juli 2011), Vorläufige Sicherheitsanalyse Gorleben, Arbeitspaket 3, Abschlussbericht, GRS-278, Köln, 2011 Gesellschaft für Anlagen- und Reaktorsicherheit (GRS): Grundzüge des Sicherheits- und Nachweiskonzepts, Vorläufige Sicherheitsanalyse Gorleben, Arbeitspaket 3 - Abschlussbericht, GRS-271, Braunschweig, 2010. Gesellschaft für Anlagen und Reaktorsicherheit (GRS): Endlagerkonzepte, Vorläufige Sicherheitsanalyse Gorleben, Arbeitspaket 5 Abschlussbericht, GRS-272, Köln, 2011 Gesellschaft für Anlagen und Reaktorsicherheit (GRS): Endlagerauslegug und –optimierung, Vorläufige Sicherheitsanalyse Gorleben, Arbeitspaket 6 - Abschlussbericht, GRS-281, Köln, 2012 Gesellschaft für Anlagen und Reaktorsicherheit (GRS): Integrität geotechnischer Barrieren - Teil 1: Vorbemessung, Vorläufige Sicherheitsanalyse Gorleben, Arbeitspaket 9.2, Abschlussbericht, GRS-287, Köln, 2012 Gesellschaft für Anlagen und Reaktorsicherheit (GRS): Integrität geotechnischer Barrieren - Teil 2: Vertiefte Nachweisführung, Vorläufige Sicherheitsanalyse Gorleben, Arbeitspaket 9.2, Abschlussbericht, GRS-288, Köln, 2012 Gesellschaft für Anlagen- und Reaktorsicherheit (GRS): Vorläufige Sicherheitsanalyse Gorleben, Synthesebericht, GRS-290, Köln, 2013 M. Heiniö: Rock Excavation Handbook, Sandvik Tamrock Corp.1999 219 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Quellenverzeichnis Herbert 2011 Herold 2016a Herold 2016b Herrenknecht 2017 IAEA 2017 ITASCA 2013 Jobmann 2002 Jobmann 2008 Jobmann 2009 Jobmann 2015 FKZ 02E11112 Abschlussbericht Herbert, H.-J., Kasbohm, J., Lan, N., Meyer, L., Thao, H. & Xie, M.: Bentonite Barriers – New Experiments and State of the Art., GRS 300, Gesellschaft für Anlagen- und Reaktorsicherheit (GRS) mbH, 2011 P. Herold, M. Jobmann, E. Kuate Simo: Integritätsnachweis geotechnische Barrieren. Systemanalyse für die Endlagerstandortmodelle – Methode und exemplarische Berechnungen zum Sicherheitsnachweis, Methodik und Anwendungsbezug eines Sicherheits- und Nachweiskonzeptes für ein HAW-Endlager in Tonstein (ANSICHT), DBE TECHNOLOGY GmbH, BGR, GRS, Peine, Hannover, Braunschweig, 2016 P. Herold: (Sicherheits-) technische Auswirkungen der Rückholbarkeit von Endlagerbehältern mit wärmeentwickelnden radioaktiven Abfällen und ausgedienten Brennelementen auf die Endlagerauslegung in Salzund Tongesteinsformationen, 12. Projektstatusgespräch zu BMWi-geförderten FuE-Projekten zur Entsorgung radioaktiver Abfälle, Karlsruhe, KIT Campus Nord, 09.11. - 10.11.2016 Website Herrenknecht.de, 08/2017 International Atomic Energy Agency (IAEA): TecDoc Entwurf "Costing methods and funding schemes for radioactive waste disposal programmes", Vienna 2017 (noch nicht veröffentlicht) Itasca Consulting Group Inc.: FLAC3D (Fast Lagrangian Analysis of Continua in 3 Dimensions), Ver. 5.01 User’s Manual. Minneapolis: Itasca, 2013 M. Jobmann: Hydraulische Modellierungen, FuE-Vorhaben Schachtverschluss Salzdetfurth, DBE TECHNOLOGIE GmbH, Peine, 2002 M. Jobmann (Editor), W. Brewitz, Ch. Fahrenholz, E. Fein, J. Hammer, S. Keesmann, J. Krone, S. Mrugalla, S. Wolf, J. Ziegenhagen: Untersuchungen zur Wirksamkeit des geologischen und geotechnischen Barrierensystems im Hinblick auf die Standortauswahl in magmatischen Gesteinen (WIBASTA)., Gesellschaft für Anlagenund Reaktorsicherheit (GRS) mbH, Peine, 2008 M. Jobmann, & G. Buntebarth: Influence of graphite and quartz addition on the thermo– physical properties of bentonite for sealing heat-generating radioactive waste. Applied Clay Science, 44, 2009 M. Jobmann, A. Lommerzheim: Endlagerkonzept sowie Verfüll- und Verschlusskonzept für das Endlagerstandortmodell SÜD, Methodik und Anwendungsbezug eines Sicherheits- und Nachweiskonzeptes für ein HAW-Endlager in Tonstein (ANSICHT), DBE TECHNOLOGY GmbH, Peine, 2015 220 TEC-20-2017-AB Quellenverzeichnis Jobmann 2016a Jobmann 2016b Jobmann 2017 Kawakami 2001 Keech 2014 KFK 2016 KlimaBergV 1983 Kremer 2017 Kudla 2013 Linkamp 2012 TEC-20-2017-AB M. Jobmann, J. Flügge, J. Hammer, P. Herold, J. Krone, T. Kühnlenz, S. Li, A. Lommerzheim, A. Meleshyn, J. Wolf: Site-specific evaluation of safety issues for high-level waste disposal in crystalline rocks (URSEL), Abschlussbericht, BGR, GRS, DBE TECHNOLOGY GmbH, Hannover, Braunschweig, Peine, 2016 M. Jobmann, (Editor), D.A. Becker, J. Hammer, S. Jahn, A. Lommerzheim, N. Müller-Hoeppe, U. Nosek, J Krone, J.R. Weber, A. Weitkamp, J. Wolf: Machbarkeitsuntersuchung zur Entwicklung einer Sicherheits- und Nachweismethodik für ein Endlager für wärmeentwickelnde radioaktive Abfälle im Kristallingestein in Deutschland (CHRISTA), Abschlussbericht, BGR, GRS, DBE TECHNOLOGY GmbH, Hannover, Braunschweig, Peine, 2016 M. Jobmann, A. Bebiolka, S. Jahn, A. Lommerzheim, J. Maßmann, J., Meleshyn, S. Mrugalla, K. Reinhold, A. Rübel, L. Stark, G. Ziefle: Methodik und Anwendungsbezug eines Sicherheits- und Nachweiskonzeptes für ein HAW-Endlager in Tonstein (ANSICHT), Synthesebericht, BGR, GRS, DBE TECHNOLOGY GmbH, Hannover, Braunschweig, Peine, 2017 Kawakami, S., Kanno, T., Jintoku, T., Ueda, H., & Kimoto, T: Large scale manufacturing test of monolithic buffer material for geological disposal of HLW, 9th international conference on nuclear engineering, Nice, 2001 Keech, P.G., Vo, P., Ramamurthy, S., Chen, J., Jacklin, R., Shoesmith, D.W.: Design and development of copper coatings for long term storage of used nuclear fuel, Corrosion Engineering, Science and Technology, Vol. 49. No. 6, 2014 Kommission zur Überprüfung der Finanzierung des Kernenergieausstiegs : Verantwortung und Sicherheit - Ein neuer Entsorgungskonsens - Abschlussbericht der Kommission zur Überprüfung der Finanzierung des Kernenergieausstiegs, BMWi, Berlin, 2016 Klima-Bergverordnung vom 9. Juni 1983 (BGBl. I S. 685) Kremer, E.P.: Durability of the Canadian Used Fuel Container, IHLRWM 2017, Charlotte, NC, April 9-13, 2017 W. Kudla, F. Schreiter, M. Gruner, M. Jobmann, W. Bollingerfehr, N. Müller-Hoeppe, Ph. Herold, D. Freyer, T. Wilsnack, F. Grafe: Schachtverschlüsse für Endlager für hochradioaktive Abfälle – ELSA Teil 1- Abschlussbericht, Technische Universität Bergakademie Freiberg, DBE TECHNOLOGY GmbH, Freiberg/Peine, 30.04.2013 M. Linkamp, N. Müller-Hoeppe: Vorläufige Sicherheitsanalyse für den Standort Gorleben, Memo, Ermittlung von Einwirkungen aus dem Deckgebirge auf die Schachtverschlüsse Gorleben 1 und Gorleben 2. Grundlagen zur Zusammensetzung der einwirkenden Deckgebirgswässer (AP 9.1.2), DBE TECHNOLOGY GmbH, Peine Januar 2012 221 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Quellenverzeichnis Lommerzheim 2015 Maidl 2013 Maidl 2014 Meleshyn 2012 Messmer 2014 NAGRA 1994 NAGRA 2002 NAGRA 2017 NFF 2011 NGI 2015 OECD 2016 ONDRAF/NIRAS 2001 Papp 1999 Pöhler 2010 POMA 2014 POSIVA 2009 FKZ 02E11112 Abschlussbericht A. Lommerzheim, M. Jobmann: Methodik und Anwendungsbezug eines Sicherheits- und Nachweiskonzeptes für ein HAW-Endlager in Tonstein (ANSICHT), Endlagerkonzept sowie Verfüll- und Verschlusskonzept für das Endlagerstandortmodell NORD, DBE TECHNOLOGY GmbH, Peine, 2015 B. Maidl M. Thewes, U. Maidl: Handbook of Tunnel Engineering I Structures and Methods, Ernst & Sohn, Berlin, 2013 B. Maidl M. Thewes, U. Maidl: Handbook of Tunnel Engineering II Basics and Additional Services for Design and Construction, Ernst & Sohn, Berlin, 2014 Meleshyn, A. & Noseck, U.: Radionuclide Inventory of Vitrified Waste after Spent Nuclear Fuel Reprocessing at La Hague. Basic Issues and Current State in Germany.- Gesellschaft für Anlagenund Reaktorsicherheit (GRS) mbH, GRS-204, Köln, 2012 S. Messmer, P. Berger: Sicherheitstechnische Betrachtungen zu Standseilbahnen für den Zugang zu einem zukünftigen geologischen Tiefenlager, Arbeitsbericht NAB 14-77, NAGRA, Wettingen, Dezember 2014 Nationale Genossenschaft für die Lagerung radioaktiver Abfälle (NAGRA): Kristallin I. Safety Assessment Report.- Nagra Tech. Report 93-22, Wettingen, 1994 Nationale Genossenschaft für die Lagerung radioaktiver Abfälle (NAGRA): Project Opalinus Clay, Safety Report, Demonstration of disposal feasibility for spent fuel, vitrified high-level waste and longlived intermediate-level waste (Entsorgungsnachweis), Nagra Tech. Report 02-05, Wettingen, 2002 http://www.nagra.ch, Stand: August 2017 Norwegian Tunneling Society (NFF): Rock Mass Grouting, Publication N° 20, Oslo, 2011 Norwegian Geotechnical Institute NGI: Using the Q-System Rock mass classification and support design, Oslo, May 2015 Organisation for Economic Cooperation and Development (OECD): Factbook 2015-216 ONDRAF/NIRAS (2001): Technical overview of the SAFIR 2 report, NIROND 2001-05 E, December 2001. Papp, R. (1999). GEISHA: Gegenüberstellung von Endlagerkonzepten in Salz und Hartgestein, Forschungszentrum Karlsruhe GmbH, Karlsruhe M. Pöhler, P. Amelung, W. Bollingerfehr, H.J. Engelhardt, W. Filbert, M. Tholen: Referenzkonzept für ein Endlager für radioaktive Abfälle in Tonstein (ERATO), Abschlussbericht, DBE TECHNOLOGY GmbH, Peine Juni 2010 POMA Group: Pressemitteilung Juli 2014 Posiva Oy: Backfilling Techiques and Materials in Underground Excavations, WR 2008-56, Eurajoki, 2009 222 TEC-20-2017-AB Quellenverzeichnis POSIVA 2011 POSIVA 2012a POSIVA 2012b POSIVA 2012c POSIVA 2012d POSIVA 2012e POSIVA 2016 POSIVA 2017a POSIVA 2017b Rautioaho 2009 Reinhold 2005 Reuther 2010 Ricca 2014 Roschlau 1988 Rostami 2011 Rübel 2016 Seedsman 2011 Sindern 2014 TEC-20-2017-AB Posiva Oy: Fracture mechanics prediction for Posiva’s Olkiluoto spalling experiment (POSE), Working report 2011-23, Eurajoki, 2011 Posiva Oy: Safety Case for the Disposal of Spent Nuclear Fuel at Olkiluoto. Description of the Disposal system, 2012a-05, Eurajoki, 2012 Posiva Oy: Analysis of Disposal Canister Falling Accidents, POSIVA 2012a-36, Eurajoki, 2012 Posiva Oy: Olkiluoto Site Description 2011. POSIVA Report 201102. Eurajoki, 2012 Posiva Oy: Canister Design 2012, POSIVA 2012a-13, Olkiluoto, 2012 Posiva Oy: Fracture toughness properties of rocks in Olkiluoto: laboratory measurements 2008–2009, WR 2012-25., Eurajoki 2012 Posiva Oy: Design and Construction of Equipment and Expermimental Desposition Holes, in ONKALO Demonstration Tunnel 2, WR-2016-27, Eurajoki, 2016 http://Posiva.fi, Stand: Juli 2017 Posiva Oy: Design and Construction of Equipment and Expermimental Desposition Holes, in ONKALO Demonstration Tunnel 1, WR 2015-25, Eurajoki, 2017 E. Rautioaho & L. Korkiala-Tanttu: Survey of bentonite and tunnel backfill knowledge, State-of-the-art, VTT, Finland, 2009. K. Reinhold, Tiefenlage der Kristallin-Oberfläche in Deutschland, Abschlussbericht, BGR, Hannover/Berlin, 2005 E.U. Reuther: Lehrbuch der Bergbaukunde, Band 1, 12. Auflage, VGE, Essen, 2010 S. Ricca, G. Monti: Safety Considerations for a Trackless Transport System (Heavy Load Vehicle) for a Future Geological Repository, Arbeitsbericht NAB 14-78, NAGRA, Wettingen, Dezember 2014 H. Roschlau, W. Heintze: Bergbautechnologie, Erzbergbau, Kalibergbau, 3. Auflage, VEB Deutscher Verband für Grundstoffindustrie, Leipzig, 1988 J. Rostami , D.F. Hambley: Blasthole Drilling, SME Mining Engineering Handbook, Third Edition, Volume 1, 2011 A. Rübel, A. Meleshyn: Methodik und Anwendungsbezug eines Sicherheits- und Nachweiskonzeptes für ein HAW-Endlager in Tonstein (ANSICHT), Sicherheitskonzept und Nachweisstrategie, Gesellschaft für Anlagen- und Reaktorsicherheit (GRS) mbH, GRS338, Braunschweig, 2016 R. Seedsman: Rock Mechanics, SME Mining Engineering Handbook, Third Edition, Volume 1, 2011 W. Sindern, St. Borowski: Sicherheitstechnische Betrachtungen zu Schachtförderanlagen für den Zugang zu einem zukünftigen geologischen Tiefenlager, Arbeitsbericht NAB 14-75, NAGRA, Wettingen, Dezember 2014 223 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Quellenverzeichnis SKB 2003a SKB 2003b SKB 2006 SKB 2007 SKB 2009 SKB 2010a SKB 2010b SKB 2010c SKB 2010d SKB 2010e SKB 2010f SKB 2010g SKB 2010h SKB 2010i SKB 2010j SKB 2014 FKZ 02E11112 Abschlussbericht Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Planning report for the safety assessment SR-can, TR-03-08, Stockholm, 2003 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Utredning rörande tillträdesvägar till djupförvarets deponeringsområden, Schakt eller ramp?, Stockholm, 2003 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Long-term safety for KBS3 repositories at Forsmark and Laxemar – a first evaluation, TR-0609, Stockholm, 2006 Svensk Kärnbränslehantering AB: Construction Experiences from underground works at Oskarshamn, R-07-66, Stockholm, 2007 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Underground Design Forsmark Layout D2 Rock mechanics and rock support, R-08-115, Stockholm, 2009 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Design, production and initial state of the canister, TR-10-14, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Design, production and initial state of the buffer, TR-10-15, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Corrosion calculations report for the safety assessment SR site, TR-10-66, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Design, construction and initial state of the underground openings, TR-10-18, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Buffer, backfill and closure process report for the safety assessment SR-Site, TR-10-47, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Design, production and initial state of the backfill and plug in deposition tunnels, TR-10-16, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Design, production and initial state of the closure, TR-10-17, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Design and production of the KBS‑ 3 repository, TR-10-12, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Plan 2010 "Costs starting in 2012 for the radioactive residual products from nuclear power", Basis for fees and guarantees during the period 2012-2014 TR-11-05, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Effects of large earthquakes on a KBS-3 repository, evaluation of modelling results and their implications for layout and design, Clay Technology AB & SKB, TR-08-11, Stockholm, 2010 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Plan 2013 "Costs from and including 2015 for the radioactive residual products from nuclear power", Basis for fees and guarantees for the period 2015-2017, TR-14-16, Stockholm, 2014 224 TEC-20-2017-AB Quellenverzeichnis SKB 2015a SKB 2015b SKB 2015c SKB 2017a SKB 2017b SRSA 2015 StandAG 2017 StrlSchV 2017 Strom 2009 TAS 2005 Thomauske 2016 TRGS 2009 Tuck 2011 Vergne 2008 Voß 1981 TEC-20-2017-AB Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): System design of Dome Plug, Experiences from full-scale wire sawing of a slot abutment for the KBS-3V deposition tunnel plug, R 14-24, Stockholm, 2015 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Canister Retrieval Test, Final Report, Technical Report TR-14-19, Svenk Kärnbränslehantering AB (SKB), Stockholm, Januar 2015 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): System design of backfill, Project results, TR-14-20, Stockholm, 2015 Svensk Kärnbränslehantering AB (SKB): Plan 2013 "Costs from and including 2015 for the radioactive residual products from nuclear power", Basis for fees and guarantees for the period 2015-2017, TR-14-16, May 2014 http://www.skb.com, Stand: August 2017 Stephanson, O.; Gipper; P: Technical Note 2015:01, Rock Mechanics – Thermal properties and thermal modelling of the rock in a repository of spent nuclear fuel at Forsmark, Main review phase. Swedish Radiation Safety Authority, Report Number 2015:01, 2015. Gesetz zur Suche und Auswahl eines Standortes für ein Endlager für hochradioaktive Abfälle (Standortauswahlgesetz – StandAG) in der Fassung vom 05.Mai 2017 (BGBl. I S.1074), zuletzt geändert am 20. Juli 2017 Verordnung über den Schutz vor Schäden durch ionisierende Strahlen (Strahlenschutzverordnung - StrlSchV) vom 20. Juli 2001 (BGBl. I S. 1714; 2002 I S. 1459), die zuletzt zuletzt nach Maßgabe des Artikel 10 durch Artikel 6 des Gesetzes vom 27. Januar 2017 (BGBl. I S. 114, 1222) geändert worden ist www.stromerzeugung-stromverbrauch.de/ Stromerzeugung/Stromerzeugungskosten/Stromerzeugung-Kosten.html, Stand 11.09.2009 Bezirksregierung Arnsberg, Abteilung Bergbau und Energie in NRW, Technische Anforderungen an Schacht- und Schrägförderanlagen, Dezember 2005 B. Thomauske, Abschätzung des Zeitbedarfs bis zur Inbetriebnahme des Endlagers, Kommission Lagerung hochradioaktiver Abfallstoffe, K-Drs/AG3-119, 03.05.2016 Technische Regeln für Gefahrstoffe, TRGS 554, Abgase von Dieselmotoren, Ausgabe 2008, berichtigt: GMBL Nr. 28 S. 604605 vom 02.07.2009 M.A. Tuck: Underground Horizontal and INclined Development Methods, SME Mining Engineering Handbook, Third Edition, Volume 2, 2011 J. Vergne: Hard Rock Miner’s Handbook, STANTEC Consulting, Edmonton/Altberta, 2008 J. Voß: Grubenklima - Grundlagen, Vorausberechnung, Wetterkühlung, Verlag Glückauf, Essen, 1981 225 FKZ 02E11516 Abschlussbericht Quellenverzeichnis Wagner 2005 Warth 2015 Weitkamp 2016 Wennmohs 2012 Wieser 2014 WNA 2016 WTI 2006 Yildizdag 2008 FKZ 02E11112 Abschlussbericht K. Wagner: Beitrag zur Bewertung der Sicherheit untertägiger Verschlussbauwerke im Salinargebirge, Dissertation an der TU Bergakademie Freiberg, Institut für Bergbau und Spezialtiefbau, Freiberg, 2005 Warth & Klein, Grant Thornton: Gutachterliche Stellungnahme zur Bewertung der Rückstellungen im Kernenergiebereich, 9. Oktober 2015 A. Weitkamp: Machbarkeitsuntersuchung zur Entwicklung eines Sicherheits- und Nachweismethodik für ein Endlager im Kristallingestein (CHRISTA), Synthese Kristallinuntersuchungen, Task 3.1: Darstellung des Kenntnisstandes zur Geologie der Kristallinvorkommen in Deutschland, Bundesanstalt für Geowissenschaften und Rohstoffe, Hannover, 2016 K.H. Wennmohs: Laden und Transportieren in der untertägigen Gewinnung - eine Herausforderung für Betreiber und Hersteller, Fördertechnik im Bergbau, 5. Kolloquium Tagungsband, ClausthalZellerfeld, 2012 U. Wieser, M. Burger, P. Beyerle: Sicherheitstechnische Betrachtungen zu Zahnradbahnen für den Zugang zu einem zukünftigen geologischen Tiefenlager, Arbeitsbericht NAB 14-76, NAGRA, Wettingen, Dezember 2014 www.world-nuclear.org/information-library/countryprofiles/countries-o-s/sweden.aspx, Stand: September 2017 Wissenschaftlich Technische Ingenieurberatung (WTI): CASTOR® KNK, Zusammenfassende Darstellung der Behälterinventare, WTI/98/05, Revision 1, Januar 2006 Yildizdag, K., Herklotz, M., Jobmann, M., Polster, M., Schonebeck, M., & Uhlig, L.: Investigation on the THM Behavior of a Heated Bentonite Barrier by Measurements and Numerical Calculations – (MUSTER), DBE TECHNOLOGY, Peine, 2008 226 TEC-20-2017-AB Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13 Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.1 Schachtförderanlage für Abfallgebindetransport Verwendung in Endlager- Transport von Abfallgebinden von der Tagesoberfläche in das konzepten Endlager Transportgüter Plateauwagen mit Transferbehälter und Abfallgebinde (mod. KBS-3/mult. ewG) Plateauwagen mit Abfallgebinde (überlagernder ewG) Auslegungsbestimmendes Plateauwagen mit POLLUX®- Behälter Transportgut Nutzlast: 85 t Maße (LxB): 6300 mm x 2000 mm Weitere Einrichtungen Hilfsfahranlage Gegengewicht zum Förderkorb Querschnittsfläche: 44,2 m² Querschnitt: TEC-20-2017-AB 227 Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.2 Schachtförderanlage für Personen- und Materialtransport Verwendung in Endlager- Transport von Personal, Maschinen u.ä. und Abraum zwischen konzepten der Tagesoberfläche und dem Grubengebäude Transportgüter Personal, Sondertransporte Abraum Auslegungsbestimmendes Förderanlage für Personal: Transportgut Personal bei Schichtwechsel oder Sondertransporte Nutzlast: Anzahl Personen bei Schichtwechsel x 100 kg oder Gewicht Sondertransport Maße: 0,25 m² pro Person oder Außenmaße Sondertransportgut Förderanlage für Abraum: Abraum Nutzlast: Abraumgewicht je Förderspiel Maße: Konstruktive Erwägungen, Schüttguteigenschaften Weitere Einrichtungen Hilfsfahranlage Gegengewicht zum Förderkorb Querschnittsfläche: 56,7 m² Querschnitt: FKZ 02E11112 Abschlussbericht 228 TEC-20-2017-AB Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.3 Standseilbahn für Abfallgebindetransport in einer Rampe Verwendung in Endlager- Transport von Abfallgebinden von der Tagesoberfläche in das konzepten Endlager Transportgüter Plateauwagen mit Transferbehälter und Abfallgebinde (mod. KBS-3/mult. ewG) Plateauwagen mit Abfallgebinde (überlagernder ewG) Auslegungsbestimmendes Plateauwagen mit Transferbehälter- Behälter Transportgut Maße: (HxB) 2500 mm x 2000 mm Weitere Einrichtungen Hilfsfahrspur für PKW Querschnittsfläche: 15,7 m² Querschnitt: TEC-20-2017-AB 229 Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.4 Standseilbahn für Personen- und Materialtransport in einer Rampe Verwendung in Endlager- Transport von Personal, Maschinen u.ä. und Abraum zwischen konzepten der Tagesoberfläche und dem Grubengebäude Transportgüter Personal, Sondertransporte Abraum Auslegungsbestimmendes Förderwagen für Personal: Transportgut Personal bei Schichtwechsel oder Sondertransporte Nutzlast: Anzahl Personen bei Schichtwechsel x 100 kg oder Gewicht Sondertransport Maße: Außenmaße Sondertransportgut (Annahme (HxB): 3000 mm x 3000 mm) Weitere Einrichtungen Förderwagen für Abraum: Nutzlast: Abraumgewicht je Förderspiel Maße: Konstruktive Erwägungen, Schüttguteigenschaften Hilfsfahrspur für PKW Querschnittsfläche: 22,9 m² Querschnitt: FKZ 02E11112 Abschlussbericht 230 TEC-20-2017-AB Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.5 Zahnradbahn für Abfallgebindetransport in einer Rampe Verwendung in Endlager- Transport von Abfallgebinden von der Tagesoberfläche in das konzepten Endlager Transportgüter Plateauwagen mit Transferbehälter und Abfallgebinde (mod. KBS-3/mult. ewG) Plateauwagen mit Abfallgebinde (überlagernder ewG) Auslegungsbestimmendes Zugfahrzeug: Zahnradlokomotive Transportgut Maße (HxB): 4950 mm x 3000 mm Weitere Einrichtungen Fußweg Querschnittsfläche: 27,4 ² Querschnitt: TEC-20-2017-AB 231 Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.6 Zahnradbahn für Personen- und Materialtransport in einer Rampe Verwendung in Endlagerkonzepten Transportgüter Auslegungsbestimmendes Transportgut Weitere Einrichtungen Transport von Personal, Maschinen u.ä. und Abraum zwischen der Tagesoberfläche und dem Grubengebäude Personal, Sondertransporte, Abraum Zugfahrzeug: Zahnradlokomotive Maße (HxB): 4950 mm x 3000 mm Fußweg Querschnittsfläche: 27,4 m² Querschnitt: FKZ 02E11112 Abschlussbericht 232 TEC-20-2017-AB Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.7 Automobile Fördertechnik für Personen- und Materialtransport in einer Rampe oder Wendel Verwendung in Endlager- Transport von Personal, Maschinen u.ä. und Abraum zwischen konzepten der Tagesoberfläche und dem Grubengebäude Transportgüter Personal, Sondertransporte Abraum Auslegungsbestimmendes Förderung von Abraum: Transportgut Abraum in SKW Maße (HxB): 3600 mm x 3000 mm Weitere Einrichtungen Regelmäßige Ausweichstellen für Gegenverkehr (nicht im Querschnitt eingezeichnet) Querschnittsfläche: 41 m² Querschnitt: TEC-20-2017-AB 233 Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.8 Gleisgebundener Abfallgebindetransport in Strecken (Bohrlochlagerung) Verwendung in Endlager- Transport von Transferbehältern und Abfallgebinden in Strekonzepten cken unter Tage im modifizierten KBS-3 und multiplen ewG Konzept Transportgüter Plateauwagen mit Transferbehälter und Abfallgebinde Einlagerungsvorrichtung (ELV) Personal/PKW Auslegungsbestimmendes Einlagerungsvorrichtung (ELV) Transportgut Maße (HxB): 5200 mm x 4700 mm Weitere Einrichtungen Fahrweg PKW Maße (HxB) 3000 mm x 2500 mm Wetterlutten Querschnittsfläche: 51,6 m² Querschnitt: FKZ 02E11112 Abschlussbericht 234 TEC-20-2017-AB Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.9 Gleisgebundener Abfallgebindetransport in Strecken (Streckenlagerung) Verwendung in Endlager- Transport von Transferbehältern und Abfallgebinden in Strekonzepten cken unter Tage im Konzept mit überlagerndem ewG Transportgüter Plateauwagen mit Abfallgebinde Modifzierte Einlagerungsvorrichtung (mELVIS) Auslegungsbestimmendes Modifizierte Einlagerungsvorrichtung (mELVIS) - selbstfahrend Transportgut Maße: (HxB) 3050 mm x 4150 mm Weitere Einrichtungen Fahrweg PKW Maße (HxB) 3000 mm x 2500 mm Wetterlutten Querschnittsfläche: 23,2 m² Querschnitt: TEC-20-2017-AB 235 Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.10 Personal- und Materialtransport in Strecken Verwendung in Endlagerkonzepten Transportgüter Auslegungsbestimmendes Transportgut Weitere Einrichtungen Transport von Personal, Maschinen u.ä. und Abraum in Strecken unter Tage Personal, Sondertransporte, Abraum Förderung von Abraum (Kurzstrecke): Abraum mit Radlader Maße: (HxB) 2550 mm x 2700 mm Förderung von Abraum (Langstrecke): Abraum in SKW Maße (HxB): 3600 mm x 3000 mm Wetterlutten Querschnittsfläche: 42,5 m² Querschnitt: FKZ 02E11112 Abschlussbericht 236 TEC-20-2017-AB Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.11 Doppelte Richtstrecke mit Querschlag Verwendung in Endlager- Transport von Transferbehältern und Abfallgebinden in Strekonzepten cken unter Tage in einer Richtstrecke Transport von Personal, Maschinen u.ä. und Abraum in Strecken unter Tage in der anderen Richtstrecke Verwendung im modifizierten KBS-3 und multiplen ewG Konzept Transportgüter Personal, Sondertransporte, Abraum Auslegungsbestimmendes Förderung von Abraum (Kurzstrecke): Transportgut Abraum mit Radlader Maße: (HxB) 2550 mm x 2700 mm Förderung von Abraum (Langstrecke): Abraum in SKW Maße (HxB): 3600 mm x 3000 mm Weitere Einrichtungen Einlagerungsvorrichtung (ELV) Maße (HxB): 5200 mm x 4700 mm Querschlag, Wetterlutten Querschnittsfläche Richtstrecken: 49,6 m² Querschnittsfläche Querschlag: 22,6 m² Querschnitte: TEC-20-2017-AB 237 Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.12 Einlagerungsbohrloch KBS3-Konzept) und Bohrlochüberfahrungsstrecke (modifiziertes Querschnittsfläche Transportposition: 33,9 m² Querschnittsfläche Maximalposition (nur Strecke): 39,7 m² Querschnitte: FKZ 02E11112 Abschlussbericht 238 TEC-20-2017-AB Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.13 Einlagerungsbohrloch und Bohrlochüberfahrungsstrecke (multipler ewG) Querschnittsfläche Transportposition: 33,9 m² Querschnittsfläche Maximalposition (nur Strecke): 39,7 m² Querschnitte: TEC-20-2017-AB 239 Anhang: Querschnitte der Grubenräume 13.14 Einlagerungsstrecke (überlagernder ewG) Querschnittsfläche: 19,7 m² Querschnitt: FKZ 02E11112 Abschlussbericht 240 TEC-20-2017-AB
